《采矿学课程方案》word版

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《采矿学》课程设计姓名：王晓飞专业班级：指导老师：班级序号：28 《采矿学》课程设计一、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，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3600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（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°28 设计采区综合柱状图柱状厚度（m）岩性描述8.60灰色泥质页岩，砂页岩互层------------------------------------------------------------------------------------------------------8.40泥质细砂岩，碳质页岩互层------------------------------------------0.20碳质页岩，松软3.50K1煤层，=1.30t/m34.20灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬------------------------------------------------------------------------------------------------------7.80灰色砂质泥岩0.2—0.5K2煤层------------------------------------------4.60薄层泥质细砂岩，稳定··················3.20灰色细砂岩，中硬、稳定2.50K3煤层，煤质中硬，=1.30t/m3。。。。。。。。。。。。。。。。。。3.50灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度60—80Mps。。。。。。。。。。。。。。。。。。24.68灰色中、细砂岩互层28 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/a2、计算采区的工业储量、设计可采储量（1）、采区工业储量由Zg=H*L*(m1+m3)*γ(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，3600m；γ----煤的容重，1.30t/m3；m1----K1煤层煤的厚度，为3.5米；m2----K2煤层煤的厚度，为2.5米；Zg=1100*3600*（3.5+2.5）*1.3=3088.8(万t)（2）、设计可采储量ZK=（Zg-p）*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；28 C----采区采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%。（说明：p可取其为工业储量的10%来计算，即p=10%*Zg）ZK=(3088.8-3088.8*10%)*0.80=2223.936(万t)（3）、采区服务年限T=ZK/A*K………(公式1-3)式中：T----采区服务年限，a;A----采区生产能力，120万t；ZK----设计可采储量，2362.9万t；K----储量备用系数，取1.3。T=2223.936万t/（120万t*1.3）=14.25a取T=14a（4）、验算采区采出率1、对于K1中厚煤层：C=(Zg1-p1)/Zg1……(公式1-4)式中：C----采区采出率，%；Zg1----K1煤层的工业储量，万t；28 p1----K1煤层的永久煤柱损失，万t，取Zg1*6%；C=(Zg1-p1)/Zg1=[3600*1100*3.5*1.3-0.06*3600*3.5*1.3*1100]/3600*1100*3.5*1.3)=94%>75%满足要求2、对于K3中厚煤层：C=(Zg3-p3)/Zg3……(公式1-5)式中：C----采区采出率，%；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*4%；C=(Zg3-p3)/Zg3=(3600*1100*2.5*1.3-3600*1100*2.5*1.3*0.04/3600*1100*2.5*1.3=96%>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：该煤层下部边界各有30m的保护煤柱。上部防水煤柱30M，故区段煤层倾斜长度为：1100-30-30=1040m28 。采区选定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，采区生产能力为120万t/a，一个中厚煤层的一个区段便可以满足生产要求，故工作面长度为：L=（1100-60-4*10-4.5*10）/5=191(m)2、确定采区内同采工作面数目3．由于采区内斜长为1100米，上部边界煤柱为30米，工作面长为191米，每个区段间的保护煤柱选为10m。巷道宽度一般为4m～5m,选取4.5m巷道宽度。所以区段斜长为191+10+4.5*2=210米，区段数目N=（1100-60）/(191+4.5*2+10)=51、确定工作面生产能力Qr=A/T*1.1……(公式1-5)式中：A----采区生产能力，120万t/a；Qr----工作面生产能力，万t；T----每年正常工作日，300天。故：Qr=A/T*1.1=120/300*1.1=3636.36t2、确定采区内工作面接替顺序由于采区生产能力为120万t/a，且工作面生产能力为3636.36t，因此只要一个工作面便可以满足要求。工作面接替顺序：两翼开采，左右交替，左边开采，右边准备，最终达到高产高效。顺序表如下图所示：28 K1煤层K3煤层K101K102K301K302K103K104K303K304K105K106K305K306K107K108K307K308K109K110K309K310对于K1和K3煤层来说，布置一个综采工作面便可以满足生产设计的要求。K1煤层：K101→K102→K103→K104→K105→K106→K107→K108→K109→K110K3煤层：K301→K302→K303→K304→K305→K306→K307→K308→K309→K310（说明：以上箭头表示方向为工作面推进顺序。）第三节确定采区内准备巷道布置及生产系统1、根据题目所选条件，完善采区所需的开拓巷道在采区的上部边界煤层下方25米处岩层中开掘一条总回风大巷。2、布置上山数目、位置及进行方案关于技术经济比较由上山位置进行方案确定：28 方案一、在K3煤层中开掘双煤上山方案二、一煤一岩上山，即在K3煤层中开掘一条轨道上山，在距K3煤层10米的底板岩层中开掘一条运输上山。（1）、两种方案的经济上比较方案项目方案一方案二掘进费用（元/米）岩层上山01080*1578=1704240煤层上山1080*2*1284=27734401080*1284=1386720区段石门20/sin16°*1152*10=835880.9020/sin16°*1152*10+10/sin16°*1152*10=898571.96维护费用（元/米）岩石上山02*40*1080*14.25=1231532.31煤层上山2*90*1080*14.25=2770947.692*90*1080*14.25=1385473.85区段石门20/sin16°*80*10*14.25=827397.0620/sin16°*80*10*14.25+10/sin16°*80*10*14.25=1241095.5928 总费用（元）7207665.657847633.71由于其它各项费用基本相同，所以不进行比较。有：（7847633.71/7207665.65）*100%=108.9%即一煤一岩上山的费用是双煤上山的1.089倍，在费用上相差小于10%，相差较小。（1）、两种方案的技术上比较由于最下部的K3煤层为维护条件较好的中厚煤层，煤质中硬，底且稳定的灰色细砂岩，所以把上山布置在K3煤层中，维护较容易，掘进速度快，投产早。综合经济和技术比较，最终决定将采区上山布置在K3煤层中，即双煤上山，两条上山间相距20米。3、确定回采巷道布置方式根据煤层储存条件可知，K1煤层厚3.5米，为中厚煤层，瓦斯含量较低，易于维护。工作面走向长度为1800米左右，采用双巷掘进方式，能够满足通风要求，且一个工作面就可以达到设计生产能力的要求。综合考虑，选择双巷掘进方式。4、在采区巷道布置平面内，工作面布置及推进到的位置应以达到采区设计生产能力为准由于K1、K3煤层相距20米左右，且采区上山布置在K3煤层中，在离上山15米处停采，留15米煤柱保护采区上山。5、采区内上下区段，或上下煤层工作面交替期间的生产是的通风系统如图：28 6、采区上下部车场的选型采区上部车场选用平车场，下部车场选用大巷装车，顶板绕道式下部车场。第四节采区中部车场设计该采区开采近距离煤层群，轨道上山布置在底板岩石中，倾角为16°，向区段石门甩车。轨道上山和石门内均铺设600mm28 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高低道。斜面线路布置采用一次回转方式。作出线路布置草图，并把各部分标以号码，如图所示。计算步骤如下：（一）、斜面线路联接系统各参数计算1、道岔选择及角度换算由于是辅助提升，两组道岔均选DK615—4—12（左）道岔。道岔参数==14°15′；。斜面线路一次回转角=14°15′；斜面线路二次回转角δ=+=28°30′。　　　　　　　　　一次回转角的水平投影为：式中β为轨道上山的倾角β=16°。二次回转角δ的水平投影角δ′为：一次伪倾斜角为：=15°29′42″28 二次伪倾斜角为：=14°1′16″2、斜面平行线路联接点各参数本线路采用中间人行道，线路中心距=1900mm。为简化计算，斜面联接点线路中心距区与相同值。斜面联接点曲线半径取R′=9000mm，这样：（二）、竖曲线相对位置1、竖曲线各参数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：28 低道竖曲线各参数2、最大高低差H由于是辅助提升，储车线长度按3钩车考虑，每钩车提1吨矿车3辆，故高低道储车线长度不小于。起坡点间距暂定为零，则3、竖曲线的相对位置两竖曲线上端点的斜面距离L1为：28 两竖曲线下端点（起坡点）的水平距离L2为：由计算结果看出，<1000，间距较大，故区值为20000合适。负值表明低道起坡点超前于高道起坡点。（三）、高低道存车线各参数1、闭合点O的位置闭合点O的位置计算，如图设低道的高差为x，则28 式中将值代入上述两式，并求解则得1、平面曲线各参数取平曲线外半径，则平曲线内半径平曲线转角2、存车线长度高道存车线长度为17818，低道存车线长度28 （自动滚行段）。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17818+490=18308，但具有自动滚行坡度的长度仍为17818，线段长度508应为平坡，并位于闭合点O之前。3、存车线直线段长度d式中——低道存车线总长度，——平竖曲线间插入段，取2000m即在平曲线终止后接14329的直线段，然后接存车线第三道岔的平行线路联接点。4、存车线单开道岔平行线路联接点长度选取存车道岔为DK615-4-12，则：（四）、甩车场线路总平面轮廓尺寸及坡度1、总平面轮廓尺寸28 2、纵断面线路的各点标高设低道落平点（起坡点）标高1=±0提车线甩车线3=1+H=360由计算结果看出，提车线的5点标高与甩车线的5点标高相同，故标高闭合，计算无误差。基本轨起点存车线或（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，如图所示。28 第二章采煤工艺设计第一节采煤工艺方式的确定（一）、选第一煤层，即K1煤层设计采煤工艺：由于K1煤层厚3.5米，硬度系数f=2，结构简单，无断层，可采用综合机械化采煤，一次采全高。(二)、选用国产综采设备。(三)、采煤与装煤1、确定采煤工艺采用综合机械化采煤，采煤机落煤和装煤。依据采取的设计生产能力确定工作面每天的推进度为：式中：V----采煤工作面每天的推进度；Qr----采煤工作面日生产能力；L----采煤工作面的斜长；M----采煤工作面的采高，K1煤层为3.5米；----煤的容重，1.3千克/每立方米；C----工作面的采出率，为0.95；则：循环推进七刀，共推进0.63*7=4.41米，可满足每天至少推进4.2米的要求。2、选择进刀方式28 为了合理利用工作时间，提高效率，采用不留三角煤端部斜切进刀方式，并采用及时支护。(四)、运煤1、支架选型采用液压支架支护，选择工作面支架的型号为：ZZS6000－17/37，为支撑掩护式支架。2、移架方式移架方式有：依次顺序移架、分组交错移架和成组整体顺序移架三种。依次顺序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，但移架速度慢，适用于顶板稳定性差、采煤机割煤速度慢的工作面。分组交错式是将支架分成若干组，每组3至5架，采煤机割煤后组内按顺序前移，组间平行作业。这种方式移架速度快，能满足采煤机快速牵引的需要，但移架质量不易保证，适用于顶板较稳定的高产工作面。成组整体顺序式是采煤机割煤后，将支架每2至3架分成一组，组内联动，整体移架，组间顺序前移，这种方式移架速度快，但不易保证工程质量，适用于顶底板条件好的工作面。由于K1煤层上方有0.2米的松软炭质页岩，再上面是8.4米的泥质细砂岩和炭质页岩互层，硬度系数小，所以选用依次顺序移架方式。3、支护方式由于K1煤层f=2，为防止片帮和冒顶，所以选用及时支护方式，选用ZZ6000/25/50支撑掩护式支架。28 式中：----工作面支架数目，取整数；L----工作面长度，为191米；----架中心间距，ZZS6000－17/37支撑掩护式支架e=1.5m;=127.3取μ=128端头支架：由于巷道宽度为4.5米，选用宽度为2.1m型号为PDZ端头支架两架，即两端共有6架。4、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用25m。1、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左右，即：Hmax=Mmax+0.2，m最小结构高度应比最小采煤高度小250~350mm，即：Hmin=Mmin-(0.25~0.35)，m支架的支护强度应不小于：P=(6~8)*9.8*S*γ*M*CosαS：支架支护的顶板面积，m2;γ：顶板岩石密度，t/m3；M：采高，m；α：煤层倾角，0C。(五)、处理采空区28 采用全部垮落法。第二节工作面合理长度的验证根据设计大纲要求，确定工作面合理长度时考虑以下方面：1、煤层地质条件2、工作面生产能力3、运输设备及管理水平4、顶板管理及通风能力5、巷道布置6、经济合理的工作面长度（产量、效率和工作面推进度的关系）第三节采煤工作面循环作业图表的编制1、工作面布置图、循环作业图、劳动组织表、技术经济指标表2、有关工种及出勤人数，可参照教学例题和现场经验酌情安排。工作面劳动组织表序号工种早班中班夜班合计1班长22262采煤机司机332828 3输送机司机11134转载机司机11135皮带机司机11136移架工33177推溜工22268超前维护工663159跟班电工221510运料工4411安全质量员111312跟班机修工225913送饭工1113合计25252575工作面主要经济技术指标序号项目单位数量1煤层厚度m2.52煤层倾角°163平均采高m2.528 4采煤机台15液压支架架1316端头支架架67刮板输送机部28破碎机台19转载机部110胶带输送机部211循环进尺m0.812日产量t3636.3613生产方式两采一准14出勤人数人7515回采工效t/工35.4216截齿消耗个/万t2017乳化液消耗Kg/万t18018油脂消耗Kg/万t7019日循环数个7各设备技术参数1．采煤机MXG－300/700D(西安煤机厂)28 采高1.8~3.5m适应倾角≤40°截深800mm控顶距1995mm1．液压支架ZZS6000－17/37(郑州煤机厂)支撑高度1.7~3.7m煤层厚度1.9~3.5m初撑力5105KN支架中心距1500mm支护强度0.81~0.9Mpa泵站工作压力26Mpa移架步距900~1100mm2．工作面刮板输送机SGD－630/180(张家口煤机厂)出厂长度200m运输能力400t/h中部槽规格1500×630×222刮板链形式双链3．后刮板输送机SGB630/150（湖北煤机厂）28 出厂长度200m运输能力250t/h中部槽规格1500×630×190刮板链形式双链1．刮板转载机SZB830/180(张家口煤机厂)出厂长度0~40m运输能力1500t/a中部槽规格1500×764×222刮板间距516速度1.4m/s2．破碎机PCM/323．胶带输送机SSJ/700/Z×9004．高压开关柜KBZ-450/1140Y(六)、设计图纸的内容本设计绘制两张大图（零号图纸）1、采煤工作面层次图（1：50）应包括回采巷道剖面图（1：50），最大与最小控顶距剖面图；2、采区巷道布置平面图和（1：2000）剖面图(1:2000)设计图纸四周各留20mm的边框线，右下角留出标题栏，其格式如下：28 (七)、附表1、井巷掘进直接费；2、井巷辅助费；3、井巷维护费。(八).小结采矿学课程设计在冯老师的悉心指导下经过我自己的努力完全结束了!在这里首先感谢教我们知识的冯老师,同时感谢能源学院的给我们帮助的老师们!通过这次的课程设计我学会了采场布置的知识,也学会了再这次设计中，我运用AutoCAD绘图，把以前学过的AutoCAD知识得到了很好的复习，又在原来的基础上掌握了又AutoCAD绘采矿图的方法与步骤，为今后的毕业设计绘图打下了坚实的基础。参考资料1．徐永圻.《采矿学》.徐州:中国矿业大学出版社，20032．张荣立.何国伟.李铎《采矿工程设计手册》.北京：煤炭工业出版社，200328 28