《煤矿开采学》课程设计说明书

采矿工程系《煤矿开采学》课程计说明书 2 4 4 5第三节.确定采区内准备巷道布置及生产系统 7第四节.采区中部甩车场线路设计 第二章.采煤工艺设计 第一节.采煤工艺方式的确定 18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 25参考文献 1、初步应用《采矿学》课程所学的知识，通过课程设计，加深对《采矿开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，包括编写设厚度(m)煤岩性质8页岩砂页岩56砂岩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《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本课程设计要对设计方案进行技术分析与经济比较。第一章采区巷道布置第一节区储量与服务年限1、采区生产能力选定采区生产能力选定为150万t/a2、采区的工业储量、设计可采储量(1)采区的工业储量Zg=H×L×m×y(公式1-1)式中：Zg----采区工业储量，万t;H----采区倾斜长度，1265m;L----采区走向长度，2445m;m----煤层煤的厚度，为20米；=8041.605万t/a(2)采区设计可采储量Zk=(Zg-P)×C(公式1-2)式中：Zk----采区设计可采储量，万t;Zg----采区工业储量，万t;P----采区煤柱损失量，万t;C----采区采出率，厚煤层可取75%,中厚煤层取80%,薄煤层85%(说明：采区煤柱包括区段煤柱、采区上下边界煤柱、采区两侧边界煤柱及维护上山煤柱。由于煤层是厚煤层，C取0.75)=381.42万tZk=(Zg-P)×C=(8041.605-381.42)×0.75=6(3)采区服务年限A----采区生产能力，万t;ZK----设计可采储量，万t;K----储量备用系数，取1.3。T=Zk/(A×K)=6128.15/(150×1.(4)验算采区采出率采区采出率式中：C-----采区采出率，%Zg----采区的工业储量，万tP----采区的煤柱损失量，万t(公式1-3)(公式1-4)煤层：C=(Zg—P)/Zg=(8041.605-381.4(符合国家对采区采出率的要求。)第二节采区内的再划分1、确定工作面长度由已知条件知：该采区边界各有10m的边界煤柱，上部防水煤柱为10m,下部留10m护巷煤柱，,倾斜长度为：1265m。采区划分为5个区段，采煤工艺选取较先进的综合机械化采煤。一般而言，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,采区生产能力为150万t/a,一个中厚煤层的一个工作面便可以满足生产要求，故工作面长度为：L=(1265—6×10—4.5×10)2、确定采区内区段数目回采工作面是沿倾斜方向布置，沿走向推进，采用走向长壁法开采。工作面数目：N=(L-S₀)/(1+l₀)(公式1-5)N=(1265-10×2)/(232+Qr=A/(T×1.1)(公式1—6)Qr=A/(T×1.1)=1500000/(330×1.1)=4132.23t/d其工作面布置(双翼布置)图如下图所示：第三节确定采区内准备巷道布置及生产系统方案\工程方案方案一方案二单价工程量费用(万工程量费用(万元)岩石上山(m)00煤层上山(m)煤仓(元/m3)00甩入石门(元0000合计方案工程名称方案一方案二单价工程量费用(万工程量费用(万岩石上山(m)煤层上山(m)煤仓(元/m3)甩入石门(元合计名称方案一方案二单价工程量费用(万工程量费用(万煤仓(元甩入石门(元/m)合计方案\费用项目方案一方案二掘进费用维护费用辅助费用0费用总计百分率可得出双煤上山的费用是一煤一岩上山的1.03倍，在费用上多出3%,即一(2)两种方案在技术上比较方案\项目第一方案一煤一岩上山方案第二方案双煤上山方案1、掘进工程量工程量大比第二方案多掘石门工程量小2、工程难度困难较容易3、通风距离较长每区段增加了通风距离短4、管理环节多少5、巷道维护一条煤层上山，维护工程量较大，费用较高维护工程量大，维护费用高6、支架回收煤层上山可以回收复用可以回收，可以复用7、工程期投产快进。由于采区上山布置在K3煤层中，在离上山30m处停采，留30m煤柱保护采6、采区上、下部车场选型第四节采区中部甩车场线路设计该采区开采近距离煤层群，倾角为16°。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，甩车场存车线设双轨道。(1)道岔选择及角度换算由于是辅助提升故道岔均选择DK615-4-12(左)道岔。道岔参数为α1=14°15′,斜面线路二次回转角δ=α1+α2=14°15′+14°道上山倾角16°)二次回转角的水平投影角δ′=arctan(tanδ/cosβ)=29°17'34”(β为轨道上山倾角16°)一次伪倾斜角β′=arcsin(sinβcosa1)=arcsin(sin16°cos14°15′)=15°29′42”二次伪倾斜角β”=arcsin(sinβcosδ)=arcsin(sin16°cos28°30′)1'6”为了使计算直观简便，做出车场线路布置草图如图1-8:图1-8中部甩车场线路计算草图(2)斜面平行线路联接点参数确定如图1-9:本设计采用中间人行道，线路中心距S=1900mm,为简化计算，斜面联接点距中心距与线路中心距相同，曲线半径取R′=9000mm,则各参数计算如下：B=Scota=1900×cot14°15′=7481mmm=S/sina=1900/sin14°15′=7719mmT=Rtan(a/2)=9000×tan(14°1n=m-T=7719-1125==65L=a+B+T=3340+7481+1125=(3)竖曲线相对位置竖曲线相对参数：高道平均坡度：ia=11%,rg=arctania=37′49”低道平均坡度：id=9%,rd=arctanid=30′56”低道竖曲线半径：Rd=9000mm高道竖曲线参数：βg=β′-rg=15°29′42”-37′49”=14°51′53”hg=Rg(cosrg-cosβ′)=20000(cos37'49”-cos15°29′42”)=725.71mmLg=Rg(sinβ′-sinrg)=20000(sin15°29′42”-sin37'49”)Tg=Rg×tan(βg/2)=20000×tan(14°51′53”βd=β′+rd=15°29′42”-30′56”=16°38”hd=Rd(cosrd-cosβ′)=9000(cos30′56”-cos15°29′42”)=3Ld=Rd(sinβ′-sinrd)=9000(sin15°29′42”+sin30′56”Td=Rd×tan(βd/2)=9000×tan(16°38”L1=[(T-L)sinβ+msinβ”+hg-hd+H]L2=Llcosβ′+Ld-Lg=2358.83×cos15°29′42”+2485.37-5123.0闭合点0的位置计算如图1-10:将△X带入则可得X=163.80mm,Lhg=17835.93mm曲线转角α=14°47′58”K₁=R1a/57.3°=9000×14°47′58”/57.3°=K₂=R2α/57.3°=7100×14°47′58”/57.3°=高道存车线长度为Lhg=17835.93mm;低道存车线长度Lhd=Lhg-L2=17835.93+364.61=18200.54mm;则有低道存车线得总长度为：L=Lhg+△K=17835.93+490.73=18具有自动下滑得长度为17835.93mm,平破长度为490.73mm,应在闭合点之前。存车线直线段长度d:d=Lhd-C1-K2=18200.54-2000-1833.79=在平曲线终止后接14366.75mm得直线段，然后接存车线第三道岔得平行线路联存车线单开道岔平行线路连接点长度Lk:存车线单开道岔DK615-4-12,。则(7)甩车场线路总平面轮廓尺寸及坡度：M2=a×cosβ+(b+L+a+L1+Td)cosβ′cos=3340×cos16°+(3500+8606+3340+2358.83+1265.71)×cos15°29′42”Xcos14°47′58”+(1265.71+2000+922.09)×cos14°47'58”+922.09+14366.25+11946=522=(3500++3340+2358.83+1265.71)×cos15°29′42”×sin14°47′58”+(1265.71+2000+922.09)×sin14°47′(8)线路各点标高设低道起坡点标高△1=±0;提车线△2=△1+hd=326.75mm△5=△2+(L+L1)sinβ′=326.75+(8606+2358.83)×sin15°29′42”车线△3=△1+H=0+360=360mm△5=△4+m×sinβ”+T1×sinβ′=1085.71+771由计算结果可以看出提车线得5标高点与甩车线得5标高点相同，故标高闭合，轨起点△6=△5+(b+a)sinβ′=3256.05+(3500+3340)×sin15°29′42”△7=△6+a×sinβ=5110.1公βb+T标高长度b+T倾斜角度βETACK'适应倾角截深滚筒直径牵引方式交流变频调速无链双驱动电牵引牵引力牵引速度滚筒中心距机面高度型式支撑高度宽度煤层厚度中厚煤层初撑力工作阻力支架中心距支护强度适应煤层倾角泵站工作压力出厂长度运输能力中部槽规格中双链与采煤机配套牵引方式无链(4)刮板转载机SZB—830/180出厂长度运输能力中部槽规格刮板间距速度破碎能力(6)胶带输送机SSJ1000/M输送长度带速(7)高压开关柜KBZ—450/1140Y3、采煤与装煤(1)确定采煤工艺、截深及日进刀数采用综合机械化采煤，采煤机落煤和装煤。依据选取的设计生产能力确定工作面每天的推进度为：(公式2—1)Qr——采煤工作面日生产能力，t/dL——采煤工作面的长度，mM——采煤工作面的采高(取K₃煤层厚度2.5m)C——工作面的采出率(由于K₃煤层为中厚煤层，因此C值取0.75)因选用的采煤机截深为800mm,若每日推六刀，共推进0.8×8=6.4m,可满足每天至少推进4.4m的要求。(2)确定进刀方式为了合理利用工作时间，提高工作效率，采用割三角煤工作面端部斜切进刀方式，并采用及时支护。进刀深度10.8m。采煤机进刀示意图如图所示，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，采煤机机身处沿留有一段下部煤(如图a所示);b、调换滚位置，前滚筒降下、后滚筒升起、并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机移直(如图b所示);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(如图c所示);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(如图d所示)(1)支架选型采用液压支架支护，选择工作面支架的型号为：ZY35-17/35,为支撑掩护式支架。由于K3煤层上方有3.2m的中硬灰色细砂岩，再上面是4.6m的薄层泥质细砂岩，所以选用依次顺序移架方式。依次顺序移架方式：采煤机割煤后依次顺序逐架前移。这种方式操作简单，容易保证支护质量。(3)支护方式由于K3煤层煤质中硬，为防止片帮和冒顶，所以选用及时支护方式，选用ZY35-17/35支撑掩护式支架。(4)工作面支架需要量工作面支架的需要量(公式2—2)式中：μ——工作面支架数目(取整数)L——工作面长度，me——架中心间距(ZY35-17/35型支架e值取1.5m)取μ=130(5)端头支架由于巷道宽度为4.5m,选用宽度为2.1m型号为PDZ的端头支架两台架，即两端共有4架。(6)超前支护方式和距离超前支护方式采用单体支柱和金属铰接顶梁支护。由于压力峰值点距煤壁前方10m左右，所以超前支护距离选25m。(7)校核支架高度与强度在实际使用中，通常所选用的支架的最大结构高度比最大采煤高度大200mm△2=2.3-1.7≥0.25～0.35m,满足要求；(公式2—3)(公式2—3)P=8×9.8×5.678×1.42×1.3×2.5×cos16=1975KN1.从煤层地质条件考虑2.从工作面生产能力考虑5.从巷道布置角度考虑把每个工作面长度定为232米，1160/23