采矿课程设计（采区）

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序论一、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，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Kl、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K:度3000米，倾斜长度1100米，采（带）区内各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，K1和K2煤层属简单结构煤层，硬度系数f=2,各煤层瓦斯涌出量也较小。设计矿井的地面标高为+30米，煤层露头为-30米。第一开采水平为该采（带）区服务的一条运输大巷布置在K3煤层底版下方25米处的稳定岩层中，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12°（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°三、课程设计内容 1、采区或带区巷道布置设计；2、采区屮部甩车场线路设计或带区下部平车场（绕道线路和装车站线路）线路设计；设计采（带）区综合柱状图柱状OOOOOOOOOOOOOOOOOOOOOOOOOOOOOOOOOOOO厚度山石8灰色泥质8泥质细砂0碳质页岩，6K1煤层，4灰色砂质7灰色砂质3K2煤层4薄层泥质3灰色细砂2K3煤层，煤3灰白色粗2灰色四、进行方式学生按设计大纲要求，任选设计题目条件屮的煤层倾角条件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、借签，但不得相互抄袭，疑难问题可与指导教师共同研究解决。木课程设计要求方案进行技术分析与经济比较。第一章.采区巷道布第一节.区储量与服务年限1.采IX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=HXLX(ml+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，1100m；L采区走向长度，3000m；Y煤的容重，1.30t/m3;ml-K1煤层煤的厚度，为6.9米；m2——K2煤层煤的厚度，为3.0米;m3——K3煤层煤的厚度，为2.2米；Zg二1100X3000X(6.9+3.0+2.2)XI.3=5190.9万t/aZgl=1100X3000X6.9X1.3=2960.10万tZg2=l100X3000X3.0X1.3=1287.00万tZg3=1100X3000X2.2Xl.3=943.80万t(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，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%,薄煤层85%0本设计条件下取80%。 Pml=30X2X3000X6.9X1.3+15X2X(1100-30X2)X6.9X1.3=189.45万tPm2=30X2X3000X3.0X1.3+15X2X(1100-30X2)X3.0X1.3=82.37万tPm3=30X2X3000X2.2X1.3+15X2X(1100-30X2)X2.2X1.3=60.40万tP上卜两端永久煤柱损失量，左右两边永久煤柱损失量，万t;ZK1=(Zgl-pl)XC1=(2960.10-189.45)X0.75=2077.99万tZK2=(Zg2-p2)XC2=(1287.00-82.37)X0.80=963.70万tZK3=(Zg3-p3)XC3=(943.80-60.40)XO.80=706.72万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，150万t;ZK-一设计可采储量，2315.7万t;K储量备用系数，取1.3。Tl=ZK1/AXK=2O77.99万t/(150万tX1.3)=10.66aT2=ZK2/AXK=963.70万t/(150万tXI.3)=4.92aT3=ZK3/AXK=706.72万t/(150万tXI.3)=3.62aT=T1+T2+T3=19.2a,取20年。(4)、验算采区采出率1、对于K1厚煤层：Cl=(Zgl-pl)/Zgl(公式1-4)式中：C采区采出率，％;ZglK1煤层的工业储量，万t;pl~~K1煤层的永久煤柱损失，万t,取ZglX6%;Cl=(Zgl-pl)/Zgl=(((1100X3000-30X2X30003-15X2X(1100-30X2))X6.9X1.3)/1100X3000X6.9X1.3=93.60%>75%满足要求2、对于K2中厚煤层：C2=(Zg3-p3)/Zg3(公式1-5) 式中：C——采区采出率，％;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Zg3X4%;C2=(Zg2-p2)/Zg2=〔(1100X3000-30X2X3000-15X2X(1100-30X2))X3.0X1.3)/1100X3000X3.0X1.3=93.60%>80%满足要求2、对于K3中厚煤层：C3=(Zg3-p3)/Zg3(公式1-5)式中：C米区米出率，％;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Zg3X4%;C3=(Zg3-p3)/Zg3=〔(1100X3000-30X2X3000-15X2X(1100-30X2))X2.2X1.3〕/1100X3000X2.2X1.3=93.60%>80%满足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：该煤层左右边界各有15m的边界煤柱，上部留30m防水煤柱，下部留30m护巷煤柱，故其煤层倾向共有：1100-60=1040m的长度，走向长度3000-30=2970mo地质构造简单，煤层赋存条件较好，瓦斯涌出量小。丑现代工作面长度有加长趋势，且采煤工艺选取的是较先进的综采。又知，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150万t/a,—个中厚煤层的一个工作而便可以满足生产要求，最终选定5个区段，采用沿空掘巷方式，巷道间留较小煤柱，取5米，两区段间留有较大煤柱，取30米。故工作面长度为：=(1100-30X2-5X4-10X4.5)/5=195m2、确定采区内工作而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-So)/(l+lo)(公式1-4) 式中：L——煤层倾斜方向长度(m);So采区边界煤柱宽度(ni);1——工作面长度(m);1。回采巷道宽度，因采用综采，故lo取5(m)。N=(1100-30X2)/(195+10)=5.07,取5.3、工作面生产能力Qr=A/TX1.1(公式1-5)式中：A米区生产能力，150万t/a;Qr工作面企产能力，万t;T――每年正常工作日，330天。故：Qr=A/TX1.1=150/330X1.1=4132.23t4、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，且工作而生产能力为4132.23t。i前开采准备系统的发展方向是高产高效生产集屮化，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^煤层为例，5个区段工作面接替顺序，采用下行开采顺序K1T作面接替顺序图区段1①区段2②区段3③隨4④区段5⑤图•1对于K,#置一个综放工作面便可以满足生产设计的要求。K,煤层：区段1-＞区段2—区段3—区段4—区段5(说明：以上箭头表示方向为工作面推进顺序。) 第三节确定釆区内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1057.39m。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处岩石屮布置两条岩石上山，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-＞采区下部车场—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―工作而一区段回风平巷一回风石门一阶段回风大巷。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处若石中布置一条若石运输上山，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采区主石门采区下部车场轨道上H|-＞屮部甩车场一区段轨道集屮平巷-＞区段联络巷道一区段运输平巷一工作面一区段冋风平巷一冋风石门一阶段冋风大巷。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: 巷道硐室掘进费用 表卜1方案方案一方案二工程名称单价（元）工程量费用（万元）单价（元）工程量费用（万元）上山（m）15781.2X1100208.312841100X1.2=304169.49联络巷（m）11521.2X54.42X430.09—awOHHB—合计238.39—169.49巷道及硐室维护费表1-2方案方案一方案二工程名称单价（元）工程量费用（万元）单价（元）工程量费用（万元）上山（m）401.2X1100X20105901.2X1100X20238.39联络巷（m）801.2X54.42X4X2041.79合计146.79238.39井巷辅助费表卜3方方案一方案二案工程名称单价（元）工程量费用（万元）单价（元）工程量费用（万元）上山（m）——————联络巷（m）9511.2X54.42X4X2024.84~~——合计24.84———费用汇总表 方案总费用方案一方案二掘进（万元）238.39169.49维护（万元）146.79238.39井巷辅助费（万元）24.840合计（万元）410.02397.59方案一：治石工程量达，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。两者费用相差不超过6%,经济上认为两者相同。综上所述,选择双岩巷上山采区联合布置方式，巷道布置情况见巷道布置图、采区巷道平而图、剖而图，以kl煤层为例。1.确定工作面回采巷道布置方式及工作面推进终点位置冋采巷道布置方式.：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。工作而推进到距回风大巷30米处的位置，即为避开采掘超 前影响所留设的30m护巷。1.确定通风布置系统采区内上、下区段相邻工作面交替期间同时生产时的通风系统如图2所示。图2第四节釆区中部车场线路设计该采区开采近距离煤层群，轨道上山布置在煤层底板岩石中，倾角为16Q。向区段石门甩车。轨道上山和区段石门均铺设600mm轨距的线路,轨形为15kg/m,采用It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高低道。斜面线路布置采用一次回转方式。。计算步骤如下：1、采区中部车场线路设计草图图3（一）斜面线路联结系统各参数计算1.道岔选择及角度计算由于是辅助提升，两组道岔均选取DK615—4一12（左）道岔。道岔参数斜面线路一次回转角=;斜面线路二次冋转角一次回转角的水平投影角为：式中为轨道上山的倾角，=。二次回转角的水平投影为： 一次伪倾斜角为：二次伪倾斜角为：1.斜面平行线路连接点各参数本设计采用中间人行道，线路中心距=1900mni。为简化计算，斜面联结点线路中心距取与相同值。斜而联结点曲线半径取，这样：（二）竖曲线相对位置取高道平均坡度取低道平均坡度取低道竖曲线半径暂定高道竖曲线半径高道竖曲线各参数：低道竖曲线各参数：2.最大高低差H由于是辅助提升，储车线按3钩车考虑，每钩车提It矿车3辆，故高低道储车线长度不小于332=18nmi。起坡点间距暂设为零，则H=18000ll%+18000X9%o=360这里的存车线长度及起坡点间距都是为了计算最大高低差H而暂定的，该两个暂定值将以计算结果为准。3.竖曲线的相对位置两竖曲线上端点的斜面距离为:=2357.52两竖曲线下端点（起坡点）的水平距离为： 有计算结果看出，＜1000,间距合适。负值表明低道起坡点超前于高道起坡点。其间距满足要求，故取值20000。（三）高低道存车线各参数1.闭合点0的位置闭合点0的位置计算，如图所示。设低道的高差为X,则式中值代入上述两式，并求解则得2.平曲线芥参数取平曲线外半径，则平曲线内半径平曲线转角3.存车线长度高道存车线长度为17835,低道存车线长度=17835+366=18204（自动滚动段）。由于存车线处于曲线段，高道存车线处于外曲线，外曲线和内曲线的弧长之差,则低道存车线总长度为17835+491=18326,但具有自动滚行坡度的度仍为17835，线段长度491应为平坡，并位于闭合点0之前。4.存车线直线段长度d式中——低道存车线总长度，=18204mm；一一平竖曲线间插入段，取2000mm。 =18204-2000-1834=14370即在平曲线中止后接14370的直线段，然后接存车线第三道岔的平行线路联结点。1.存车线单开道岔平行线路联结点长度选存车线道岔为DK615—4一12，贝IJ:（四）甩车厂线路总平面轮廓尺寸及坡度1.总平面轮廓尺寸、2.纵断而线路的芥点标高设低道落平点（起坡点）标高1=0提车线甩车线=+H=360+二360+726=1086 +1125Xsin=1086+7719x=3257由计算结果看出，提车线的5点标高与甩车线5点标高相同，故标高闭合，计算无误差。基本轨起点=+存.午-线或==164（五）平面图与坡度图根据上述计算结果，绘制中部车场平面图与坡度图，如图4所示，巷道断面图如图5所示。 高道标高长度角度低道标高长度角度第二章采煤工艺设计第一节釆煤工艺方式的确定1、选第一煤层，即kl煤层为对象设置采煤工艺。由于kl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W班采煤，一班准备。采煤机截深为o.6nb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放煤髙度平均为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K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0.600m,可满足每天至少推进16.74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。采煤机的型号为：MXP—240W采高适应煤层硬度煤层倾角截深滚筒直径卧底量牵引方式牵引力牵引速度滚筒屮心距电机功率总质量制造厂1.35〜2.84m1〜3a25°600mm1.4m140mm液压无链196KN0〜7.5m/min6120mm2X100kw15吨西安煤矿机械厂(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。⑶采放比: (4)放顶步距：割两刀放一次顶煤，放顶步距0.6X2=1.2m。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。(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)工作而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。1工作面可弯曲刮板输送机型号：SGD—630/180适用条件：缓斜2.8~4.5m综采工作面出厂长度：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：2X90kw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2转载机型号SZD—730/160适用条件:中厚煤层出厂长度:〜40米运输能力:700吨/h刮板链形式：中双链电动机型号：YSB—160电机功率：160kw电机电压：1140V总质量：25.6吨制造厂：西北厂(2)工作面采用自移式液压支架支护支架型号ZFS3200/16/28 支撑高度1.6〜2.8m工作阻力3126KN初撑力2488KN支架中心距1500mm支护强度0.55Mpa移架步距700mm支架重量13.9吨生产厂郑州煤机厂(1)移架方式由于采用及时支护方式，而且工作面每天推进五刀，所以选择顺序移架方式。顺序式移架速度快，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。(2)支护方式：由于kl煤层f=2,顶煤厚度较小，选用及时支护。(3)工作面的支架需求量：由n=L/E式屮：N—一工作面支架数目，取整数；L一一工作面长度，m;E一一架中心距；n=195/1.5=130(架)(6)端头支架由于巷道宽度为4.5m,而架宽为1.43〜1.59m,因此选2架，上不两端共需4架。另两架空间用单体支架金属铰接顶梁支护。支撑高度：1.6〜3.8。(7)超前支护方式和距离由于采用综采开采，支撑压力分布范围为20〜30米，峰值点距煤壁前方5-15m,所以超前支护的距离为20米。选用单体支柱和金属铰接顶梁支护。铰接顶梁的长度为1000mm。(8)校核支架的强度和高度 ①校核高度经査《采矿设计手册》得到：在实际使用屮，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：1=1+0.2米。最小结构高度应比最小的采高小250—350mm。即:Hmin=Mmin-(0.25〜0.35)m已知选用的ZFS3200/16/28支撑掩护式支架的最大结构高度为2.8m>(1+0.2),满足要求。支架的最小结构高度为1.6m