采煤工艺设计与采煤工作面循环作业图表

目录

绪论..........................................2

第一章采区巷道布置.............................5

第一节采区储量与服务年限..........................5

第二节采区内的再划分..............................7

第三节确定采区内准备巷道布置及生产系统............9

第二章采煤工艺设计............................14

第一节采煤工艺方式的确定..........................14

第二节采煤工作面循环作业图表的编制...............19

设计总结.........................................20

参考文献.........................................22

附表

绪论

一、设计目的

（-）初步应用《煤矿开采学》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。

（二）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。

（三）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

（一）设计题目的一般条件

某矿第一开采水平上山阶段某采区、盘区或者带区自上而下开采

K],七和将煤层，煤层厚度、煤层间距及顶底板岩性见综合柱状图。

该采区、盘区或带区走向长度2100米，区内各煤层埋藏平稳，

埋深较浅，地质构造简单，无断层，心煤层属简单结构煤层，硬度系

数f=2,4和七煤层属中硬煤层，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+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L煤层底板下方25m处的稳定

岩层中，为满足该采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

1＞设计题目的煤层倾角条件1

煤层倾角条件1：煤层平均倾角为8°,阶段倾斜长度1200m。

2、设计题目的煤层倾角条件2

煤层倾角条件2：煤层平均倾角为16°,阶段倾斜长度1000m。

三、课程设计内容

（一）采区、盘区或带区巷道布置设计；

（二）采煤工艺设计及编制循环图表。

四、进行方式

学生按设计大纲要求，任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《煤矿开采学》所学的知识，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。

本课程设计要对设计方案进行技术分析与开掘工程量和维护费

用比较。

煤层附近地层综合柱状图

柱状厚度（m）岩性描述

—

灰色泥质页岩，砂页岩

8.60

互层

—泥质细砂岩，碳质页岩

8.40

互层

0.20碳质页岩，松软

6.90K1煤层，y=1.30t/m3

灰色砂质泥岩，细砂岩

..............................................................4.20

互层，坚硬

—

7.80灰色砂质泥岩

3.0K2煤层,Y=1.30t/m3

薄层泥质细砂岩，稳定

••••••-•4.60

灰色细砂岩，中硬、稳

..................................................................3.20

定

K3煤层，煤质中硬，

2.20

V=1.30t/m3

豕且角祖g少岩、坚硬、

3.20抗胎1度160-80Mps

OOOOOOOOO

24.68灰色中、细砂岩互层

OOOOOOOOO

第一章采区巷道布置

第一节区储量与服务年限

1、采区生产能力选定为120万t/a

2、采区的工业储量、设计可采储量促

(1)采区的工业储量

ZK=HXLX(mi+m2+m3)Xy..............(公式1-1)

式中：Zg----采区工业储量，万t；H----采区倾斜长度,

1000m；

L——采区走向长度，2100m；y——煤的容重，

1.30t/m3；

m,——跖煤层煤的厚度，为6.90米；

m2——心煤层煤的厚度，为3.00米；

m3——L煤层煤的厚度，为2.20米；

Z„=1000X2100X(6.9+3.0+2.2)X1.3=3303.3万t

2*1=1000X2100X6.9义1.3=1883.70万t

2.2=1000X2100X3.OX1.3=819.00万t

Zfi3=l000X2100X2.2X1.3=600.6075t

(2)设计可采储量

ZK=(Zg-P)xc...................................(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，厚煤层不低于75%,中厚煤层不低于

80%,薄煤层不低于85%,地方小煤矿不低于70%。本设计条件下Ki

煤层取75%,也和L煤层取80%。

永久保护煤柱：(采区边界永久煤柱损失量和上山煤柱损失。

采区两边边界保护煤柱取10米，采取上部边界煤柱取20米，保护煤

柱下部边界取30米保护煤柱；上山之间煤柱取20米保护煤柱，上山

两侧煤柱各取30米保护煤柱)

P产[20X2100+30X2100+10X2X(1000-20-30)+30X2X

(1000-20-30)+20X(1000-20-30)]X6.9X1.3=179.4万t

P2=(50X2100+100X950)X3.OX1.3=78.0万t

P,=(50X2100+100X950)X2.2X1.3=57.2万t

ZK1=(Z^.-P.)XG=(1883.70-179.4)X0.75=1278.23万t

ZK2=(Zg2-P2)XC?=(819.00-57.2)X0.80=609.44万t

ZK3=(Zg3-P3)XC3=(600.60-57.2)X0.80=434.72万t

设计可采储量为：ZK=ZKI+ZK2+ZK3=12为.23+609.44+434.72=2322.39

万t

(3)采区服务年限

T=ZK/AXK................................................................................................

(公式1-3)

式中：T----采区服务年限，a；

A----采区生产能力，120万t/a；

ZK----设计可采储量，2322.39万t；

K——储量备用系数，取1.4。

T尸ZKI/AXK=1278.23万t/(120万tX1.4)=7.61a

T2=ZK2/AXK=609.44万t/(120万tX1.4)=3.63a

T:i=ZK3/AXK=434.72万t/(120万tX1.4)=2.59a

T=T,+T2+T3=13.83a，取14年。

(4)、验算采区采出率

1)、对于K1厚煤层：

C,=(Zgl-Pl)/ZB1...................................(公式1-4)

式中：C,-----采区采出率，%；

Zgl——人煤层的工业储量，万t；

Pi----心煤层的永久煤柱损失，万t；

=

Ci(Zgi-Pi)/Zgi

=(1883.70-179.4)/1883.70=90.48%>75%满足要求

2)、对于心中厚煤层：

C2=(Zg3-p3)/Zg3.................................................

…(公式1-5)

式中：C2----采区采出率，%；

Z82——人煤层的工业储量，万t；

P2----4煤层的永久煤柱损失，万t；

Cz=(Zg2—P2)/Zg2

=(819.00-78.0)/819.00=90.48%>80%满足要求。

3)、对于人中厚煤层：

C3=(Zg3""P3)/Zg3.................................................

…(公式1-6)

式中：C:!----采区采出率，%；

ZB3——K3煤层的工业储量，万t；

P3----K3煤层的永久煤柱损失，万t；

C3=(Zg31P3)/ZB3

=(600.60-57.2)/600.60=90.48%>80%满足要求。

第二节采区内的再划分

1、确定采煤工作面长度

由于采用的煤层左右边界各有10m的边界煤柱，上部留有20nl防水煤

柱，下部留有30m护巷煤柱，故其煤层倾向共有1000-50=950m的长

度，走向长度2100-30X2-20-10X2=2000m。又由于区内各煤层

埋藏平稳，埋深较浅，地质构造简单，无断层，瓦斯涌出量较低，

自然发火倾向较弱，涌水量也较小，且现代采煤工作面有加长的趋势，

故该矿井设计为综合机械化程度高的现代化矿井，考虑到设备选型及

技术方面的因素综采综采工作面长度为180-250m,巷道宽度为

4m-4.5m,本采区选取4.5m,且采区生产能力为120万t/a,一个工

作面便可以满足生产要求。

心采煤工作面采取放顶煤方式生产，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)Bn=192m

式中：L---------工作面长度，m；

n--------同时放煤支架数；

T--------每班工作时间，min;

t----------每架支架放煤所需时间，min;

B-------支架宽度，m;

H-------每班工作时间利用率。

取：n=2,B=l.5m,T,n=320min,t=5min

故本采区采煤工作面长度定为192m。

2、确定采区内工作面数目

回采工作面是沿倾斜方向布置，沿走向推进，采用走向长壁采煤

法。

工作面数目：N=(L-So)/(l+lo).........................(公式

1-7)

式中：L-----煤层倾斜方向长度(m)；

So——采区边界煤柱宽度(m)；

1------工作面长度(m)；

lo-----回采巷道宽度，本处取4.5m。

N=(1000-30-20)/(192+9)=4.73,取5。

故确定采区内工作面数目为5个。

3、工作面生产能力

Q,.=A/(TX1.1)..........................................

(公式1-8)

式中：A----采区生产能力，120万t/a；

Q,——工作面生产能力，万t；

T——每年正常工作日，330天。

故：Qr=A/(TX1.1)=120/(330X1.1)=3305.78t

4、确定采区内同采工作面数及工作面接替顺序

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个区段工作面接替顺序，采用下行开

采顺序。

对于K1煤层：

1101停1102

1103采1104

1105线1106

110780m1108

11091110

K1煤层工作面接替顺序：

1101—1102—1103fli04-1105fli06-1107—1108f

1109f1110

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及生产系统

1、完善采区开拓巷道

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k煤层底板下方25m的稳定岩

层中，回风大巷布置在采区上部边界。

2、确定采区巷道布置方案及方案分析比较

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L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~采区主石门一采区下部车场一轨道上山一中部甩车场一区

段轨道集中平巷一区段联络巷道一区段运输平巷~工作面一区段回

风平巷~回风石门一阶段回风大巷。

方案二：两条煤层上山

在K3煤层中布置一条轨道上山一条运输上山，通风路线：新风

从阶段运输大巷-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。

方案三：一煤一岩上山

在距L煤层底板15m处岩石中布置一条岩石运输上山，在K3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

运输大巷一采区主石门一采区下部车场一轨道上山一中部甩车场一

区段轨道集中平巷一区段联络巷道f区段运输平巷一工作面f区段

回风平巷f回风石门一阶段回风大巷。

技术经济比较：

表1-6技术比较表

方案一方案二方案三

两条上山均布置两条上山均布置兼有方案一和二

优点：在岩石中，巷道稳在同一煤层中，降的优点，维护较容

定，受采掘干扰较低了出砰量，提高易

小，且维护容易了煤炭的生产率，

掘进容易

岩石工程量大，掘维护困难，受采掘增加了岩石工程

缺点进费用高，工期长影响较大量，降低了生产

率，增加了掘进成

本

表上7掘进费用表

方案方案一方案二方案三

单价工程量费用工程量费用工程量费用

工程名称（万（万（万

元）元）元）

岩石上山1578950X1.2359.780.000.00950X1.2=179.89

（m）X2=22801140

煤层上山950X1.2284.5950X1.2=146.38

（D1）12480.000.00X2=41140

2280

煤仓1.2X3.1470.50.000.001.2X3.1423.5

（元/m9144X42X15/X42X5/0.9

0.924X5=24X5

4893.506=1631.796

甩入石门11521.2X10/050.10.000.000.000.00

阮/m）.276X5=

434.8

合计480.34284.54349.76

表1-6维护费用表

方案一方案二方案三

方

案单价工程量费用工程量费用工程量费用

（万（万元）（万

工程名称元）元）

岩石上山402280X16109.440.000.00950X1645.60

（m）=36480=15200

煤层上山900.000.002280X328.32950X16136.80

（m）16=15200

=36480

煤仓8093.6X1611.980.000.0031.2X1619.968

(%/m3)=1497.6=2496

甩入石门80434.8X1655.70.000.000.000.00

（元/m）=6956.8

合计236.64380.16294.528

表1-6费用总汇表

方案方案一方案二方案三

费用项目

掘进费用480.34284.54349.76

维护费用177.07328.32202.37

费用总计657.41612.86552.13

百分率119.07%111.00%100%

综合上述经济技术比较可见，一煤一岩上山所用费用比较低，而

且随着我国巷道锚喷技术的提高的维护能都祈祷很好的效果，此外，

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。

3、确定回采巷道的布置方式

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，采用单巷沿空掘巷方

式，区段间留设5米小煤柱。

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，所以设计工作面推进到距采区上山30米处

的位置，即为避开采掘超前影响所留设的30m护巷。

4、确定采区内上、下区段相邻工作面交替期间同时生产时的通风系

统

通风系统简图

5、采区车场选型

(1)采区上部车场形式选择

由于该采区煤层倾角为16°,为缓倾斜煤层，绞车房距总回风

巷的距离较近，故采区上部车场选用双道变坡顺向平车场。其优点是

车辆运行顺当，凋车方便，回风巷短，通过能力大；缺点是车场巷道

断面大，不宜维护。

(2)采区中部车场形式选择

本采区生产能力大，煤层倾角为16°,轨道上山布置在距煤层

底板15m的岩石中，故选用中部车场的形式为双道起坡不设高低道甩

入石门的中部甩车场，其斜面线采用一次回转方式。该车场特点是提

升牵引角小，钢丝绳磨损小，操车方便，斜面线路短，有利于减少提

升时间，但交岔点长，对开凿维护不利。

(3)采区下部车场形式选择

由于该采区煤层倾角为16°,上山通常提前下扎，并在大巷底

板变平，底板围岩条件较好，因此选用大巷装车顶板绕道式下部车场。

其优点是车场布置紧凑，工程量省，调车方便，但绕道出口交岔点距

装车站近，线路布置困难，绕道维护条件较差。

第二章采煤工艺设计

第一节采煤工艺方式的确定

1、以K1煤层为对象设置采煤工艺

由于K1煤层属简单结构煤层，硬度系数f=2,各煤层瓦斯涌出

量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小，无断层，且煤层厚度为

6.9m,属于厚煤层，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“四六”制作业形式，即三班采煤，一班准备。

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一斜切进刀一推移刮板输送机。放顶煤和割煤交

叉作业，同时进行。

2、工作面的设备选用国产综采设备。

采煤机型号MGT375/750

采高2.3~4.2m

截深600mm

适应倾角aW25°

外形尺寸(长义宽义高)4505mmX1350mmX1483mm

牵引型式液压无链

滚筒中心距1488mm

牵引力350KN

电压1140v

机重40吨

牵引速度0〜6.5m/min

制造厂太原矿山机器集团有限公司

3、采煤与装煤

(1)选定落煤方式

采用综合机械化放顶煤开采，双滚筒采煤机直接落煤装煤。

(2)确定截深

首先根据采区的设计生产能力确定每天的推进长度，其次确定截

深。

V=Qr/(LlXhXaXy).......................公式2T

式中：v----日推进度，m/天；

Qr——工作面设计生产能力，t/天(已算出3305.58t);

L1----工作面长度，m；

h----煤层厚度m；

a——工作面采出率，对于厚煤层取0.93;

Y------煤的容重,t/m3;

将数据带入可得：

V=3305.78/(192X6.9X0.93X1.3)

=2.06m/d

选择滚筒截深600mm,割两刀放一次顶煤，每天正规循环6刀，

采用“四六制”，三采一准备的工作制度。

(3)确定进刀方式

为了合理利用工作时间，提高效率，采用端头斜切煤进刀割三角

方式，双向割煤。

进刀过程如下：

a.当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，

采煤机机身处留有一段下部煤；

b.调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起、并沿送机移直；

c.再调换两个滚筒上、下位置，重新返回割煤至输送机机头处；

d.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。

(4)确定采放比

选用采煤机割煤高度为2.6m,放煤高度平均为4.3m,采放比为

1：1.65o

(5)确定放顶步距

据《采矿工程设计手册》，一般情况下，当采用小截深(0.5〜0.6m)

时，割两刀放一次顶煤，放煤步距为2倍的采煤机截深。故本设计割

两刀放一次顶煤，放顶步距为0.6X2=1.2m。

(6)确定放煤方式

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

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。

前部刮板输送机型号SGZ-764/500

出厂长度200m

运输能力1100t/h

电动机型号KBKYSS-680-250/125-4/8

电机功率2X250/125

电机电压1140

刮板间距1080mm

制造厂张家口厂

后部刮板输送机型号SGZ-764/400

出厂长度200m

运输能力900t/h

电动机型号KBKYSS-100/200-8/4

电机功率2X100/200

电机电压1140

刮板间距920mm

制造厂张家口厂

5、选择支护

(1)支架选择

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：

液压支架型号ZZPF4800/17/33

放煤形式双输送机、低位放煤

高度1.7—3.3m

中心距15m

工作阻力4800KN

支护强度0.65Mpa

重量15.98t

生产厂家北京煤机厂

(2)确定移架方式

因为此采区顶板条件好，结构稳定，且采用及时支护方式，每天

推进6刀，所以选用分组间隔交错式的移架方式。这种方式移架速度

快，能满足采煤机快速牵引的需要，适用于顶板较稳定的高产综采面。

(3)确定支护方式

K1煤层属简单结构煤层，硬度系数f=2,顶板有7.81n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。

(4)确定端头支架

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ZTF6500/19/32

工作阻力6577KN

初撑力6157KN

支护强度