《采矿学》课程设计

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中国矿业大学（重庆函授站）2013级《采矿学》课程《采矿学》课程设计 目录第一章矿井概况1第二章采区巷道布置2第一节采区储量与服务年限2第二节采区内的再划分5第三节确定采区内准备巷道布置及生产系统8第三章采煤工艺设计12第一节采煤工艺方式的确定12第二节工作面合理长度的验证18第三节循环作业图表的标志20第四章课程设计总结22参考文献23附图25第一章 第一章矿井概况中矿与工院联合矿井为中国矿业大学和重庆工程职业技术学院共同投资兴办，为两所学校的生产实习基地和科研中心。2013年3月开始建矿，预计2016年3月出煤，生产设计能力为300万吨/年，位于重庆市南川区南平镇天马村，矿井采用中央分裂式通风，两翼开采，现开拓巷道已完成，已布置四条上山和两条运输平巷，一条主提升采用皮带机运输，担负出煤，一条材料上山，担负材料的运输及出矸，一条回风上山，担负回风和一条行人斜巷，采用缆车主要负责行人上下，-25m运输大巷及-300m运输大巷。地面标高为+30m，煤层露头为-30m。该采区走向长度2100m，区内各煤层埋藏平稳，煤层平均倾角为16°，阶段倾斜长度1000m，埋深较深浅，地质构造简单，无断层，K1煤层属简单结构煤层，硬度系数f=2，K2和K3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。第一开采水平为东一采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。第一开采水平上山阶段某采区、盘区或带区自上而下开采Kl、K2和K3煤层，煤层厚度、煤层间距及顶底板岩性见煤系地层综合柱状图。煤系地层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24 -----……8.40泥质细砂岩，碳质页岩互层0.20碳质页岩，松软6.9K1煤层，γ=1.50t／m3……4.20灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬-----……7.80灰色砂质泥岩3.0K2煤层，γ=1.50t／m3....4.60薄层泥质细砂岩，稳定……3.20灰色细砂岩，中硬、稳定2.20K3煤层，煤质中硬,γ=1.50t／m33.20灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度60～80MPa．．．．．．．．．．．．．．．．．．．．．．．．．．．．．．24.68灰色中、细砂岩互层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150万t/a。2.采区的工业储量、设计可采储量。(1)采区的工业储量Zg=H×L×(m1+m2+m3)×γ………………………(公式1-1)式中：Zg----采区工业储量，万t；24 H----采区倾斜长度，1000m；L----采区走向长度，2100m；γ----煤的容重，1.50t/m3；m1----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=1000×2100×(6.9+3.0+2.2)×1.5=3816.8万t/aZg1=1000×2100×6.9×1.5=2176.5万tZg2=1000×2100×3.0×1.5=946.3万tZg3=1000×2100×2.2×1.5=694万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；C----采区采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%。Pm1=30×2×2100×6.9×1.5+15×2×(1000-30×2)×6.9×1.5=159.6万tPm2=30×2×2100×3.0×1.5+15×2×(1000-30×2)×3.0×1.5=69.4万t24 Pm3=30×2×2100×2.2×1.5+15×2×(1000-30×2)×2.2×1.5=50.9万tP----上下两端永久煤柱损失量，左右两边永久煤柱损失量，万t；ZK1=(Zg1-p1)×C1=(2176.5-159.6)×0.75=1512.7万tZK2=(Zg2-p2)×C2=(946.3-69.4)×0.80=876.9万tZK3=(Zg3-p3)×C3=(694-50.9)×0.80=514.5万tZK=ZK1+ZK2+ZK3=2904.1万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，150万t；ZK----设计可采储量，ZK=2904.1万t；K----储量备用系数，取1.5。T=ZK/（A×K）=2904.1万t/(150万t×1.5)=12.9a；所以采区的服务年限为13年。(4)验算采区采出率①对于K1厚煤层:C1=(Zg1-p1)/Zg1…………………………………………(公式1-4)式中：C1-----采区采出率，%；Zg1----K1煤层的工业储量，万t；24 p1----K1煤层的永久煤柱损失，万t，取Zg1×6%；C1=(Zg1-p1)/Zg1=(2176.5-159.6)/2176.5=92.7%>80%满足要求②对于K2中厚煤层：C2=(Zg3-p3)/Zg3…………………………………………(公式1-5)式中：C2----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Zg2×4%；C2=(Zg2-p2)/Zg2=(946.3-69.4)/946.3=92.7%>80%满足要求③对于K3中厚煤层：C3=(Zg3-p3)/Zg3…………………………………………(公式1-6)式中：C3----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%；C3=(Zg3-p3)/Zg3=(694-50.9)/694=92.7%>80%满足要求第二节采区内的再划分1.确定工作面长度放顶煤工作面长度的确定应主要考虑顶煤破碎、顶煤放出和减少煤炭损失等三个因素的影响。24 顶煤破碎主要取决于支承压力及顶板活动的作用，由工作面长度对支承压力及矿压显现的影响分析可知，工作面长度不得少于80m，但工作面长度大于200m以后，其变化趋于缓和。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)Bη=230m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;η-------每班工作时间利用率。取：n=2,B=1.5m,T·η=380min,t=5min2.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，采用走向长壁法开采。工作面数目：N=(L-S0)/(l+l0)……………………………………(公式1-7)式中：L-----煤层倾斜方向长度(m)；S0----采区边界煤柱宽度(m)；l-----工作面长度(m)；l0----回采巷道宽度，因采用综采，故l0取5(m)。24 N=(1000-30×2)/(230+5+5)=4。3.工作面生产能力Qr=A/（T×1.1）…………………………………………(公式1-8)式中：A----采区生产能力，150万t/a；Qr----工作面生产能力，t/天；T----每年正常工作日，330天。故：Qr=A/（T×1.1）=1500000/（330×1.1）=4132.2t4、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,且工作面生产能力为4132.2t。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,4个区段工作面接替顺序，采用下行开采顺序。 区段110011002区段220012002区段330013002区段440014002图.1K1工作面接替顺序图对于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：区段1（1001-1002）→区段2（2001-2002）→区段3（3001-3002）→区段4（4001-4002）(说明：以上箭头表示方向为工作面推进顺序。)24 第三节确定采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30m。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8个工作面，根据相关情况初步制定以下两个方案进行比较：方案一：三条岩石上山在距K324 煤层底板15m处岩石中布置三条岩石上山，一条为运输上山，一条为回风上山，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→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→回风上山。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。方案二：一煤两岩上山在距K3煤层底板15m处岩石中布置一条岩石运输上山，一条岩石回风上山，在K3煤层中布置一条轨道上山，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→回风上山。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:表1-1巷道硐室掘进费用方案工程名称方案一方案二单价(元)工程量费用(万元)单价(元)工程量费用(万元)上山(m)15781.2×1000189.3612841.2×1000154.08联络巷(m)11521.2×54.42×430.09----------合计27301461.22219.39--------154.0824 表1-2巷道及硐室维护费方案工程名称 方案一方案二单价(元)工程量费用(万元)单价(元)工程量费用(万元)上山(m)401.2×1000×2096901.2×1000×20216联络巷(m)801.2×54.42×4×2041.79----------合计12031624.32137.79--------216   表1-3井巷辅助费方案工程名称 方案一方案二单价(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)9511.2×54.42×4×2024.84----------合计9515224.32 24.84------------ 费用汇总表表1-4方案总费用方案一方案二掘进(万元)219.39154.08维护(万元)137.7921624 井巷辅助费(万元)24.840合计(万元)381.62370.08方案一：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：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。由此可见，一煤两岩上山不但节省了费用，而且具有超前探煤作用。随着我国巷道锚喷技术的提高对煤巷的维护能够起到很好的效果，另外，本例中K3煤层顶地板效果比较好，易于维护，所以采用一煤两岩上山采区联合布置方式。巷道布置情况见巷道布置图、采区巷道平面图、剖面图，以K1煤层为例。3．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.：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。工作面推进到距回风大巷30米处的位置，即为避开采掘超前影响所留设的30m护巷。24 第三章采煤工艺设计第一节采煤工艺方式的确定1.选第一煤层，即K1煤层为对象设置采煤工艺。由于K1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，即两班采煤，一班准备。采煤机截深为0.6m，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放煤高度平均为4.3m，采放比为1：1.65。工作面回采工艺流程为：采煤机从工作面下端斜切进刀向上割煤→移架→推溜→至工作面上部斜切进刀→向下割煤→移架→推溜→放顶煤。2.综采工作面的设备选型(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：L=A0/［L1×(h1+h2)×α×γ］…………………………(公式1-9)式中：L------日推进度，m/天24 A0------工作面设计生产能力，t/天L1-----工作面长度，mh1------采煤机割煤高度，mh2------放煤高度，mα------工作面采出率γ------煤的容重，取1.5t/m3带入数据得：L=4132.2/［178×(2.6+4.3)×0.93×1.5］=1.78选择采煤机的滚筒截深为600mm，每天正规循环推进3刀，每个循环0.6m,可满足每天至少推进1.8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1.55～2.84m适应煤层硬度f=1～3煤层倾角≤25°截深600mm滚筒直径1.4m卧底量140mm牵引方式液压无链牵引力196KN牵引速度0～7.5m/min滚筒中心距6120mm24 电机功率2×100kw电压660v控顶距1981mm总质量15吨制造厂西安煤矿机械厂(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。(3)采放比=1:1.65(4)放顶步距：割两刀放一次顶煤，放顶步距0.6×2=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。3.运煤(1)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。工作面可弯曲刮板输送机型号：SGD—630/150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—9024 电机功率：2×90kw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：西安厂（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ZZS60K—17/35外形尺寸（长×宽×高）5869mm×1430mm×1700mm支撑高度1.7-3.5m煤层倾角16°<30°工作阻力5484KN24 初撑力4637KN支架中心距1500mm支护强度0.91Mpa支架移架步距700mm支架重量14.6吨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4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：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=230/1.5=154架）(6)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：PDZ（掩护式）24 外形尺寸（长×宽×高）5925mm×1450mm×1700mm适用条件：倾角α≤30°的中厚煤层支撑高度：1.6～3.8工作阻力：9000KN初撑力：7070KN支护强度：0.51Mpa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20～30m，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①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250—350mm，即：Hmin=Mmin-(0.25～0.35)m已知选用的ZZS60K—17/35支撑掩护式液压支架的最大结构高度为3.5>（3.0+0.2）m，满足要求。支架的最小结构高度为1.7m<2.2-(0.25～0.35)m，满足要求。②校核强度由q=K×M×ρ×g×10-624 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；ρ——岩石密度，取2.5×103Kg/m3;g——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=8.30m2Q=0.45×8.30×103=3735KN由P=Q/η式中：P——支架的工作阻力，KN；Q——支架的有效工作阻力，KN；η——支架的支撑效率，取80%P=3735÷0.8=4688.75KN<支架工作阻力5484KN，满足要求。4.处理采空区一般采用全部跨落法处理采空区。第二节工作面合理长度的验证1.从煤层地质条件考虑24 该采区内的三层可采煤层的地质条件较好，无断层，煤层倾角为16°，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178米的工作面比较合适。2.从工作面生产能力考虑工作面的设计生产能力为150万吨/年。正规循环每天进六刀，采煤机滚筒截深为600mm，所以K1煤层的工作面实际日生产能力为：A0=1.1×L×L1×M×γ×C0（所乘1.1为掘进出煤）…………………(公式1-10)式中：A0------工作面日产量，t/天L------工作面长度，mL1-----工作面日推进长度，L1=6×0.6=3.6M------采煤机割煤高度，mγ------煤的容重，取1.5t/m3C0------工作面回采率，取0.8A0=1.1×230×0.600×4×6.9×1.5×0.8=5027.6＞Qr能够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，并且考虑到其他各个方面对生产的影响，工作面的长度确定的合理。3.从运输设备及管理角度考虑24 采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200米刮板输送机能够满足工作面的长度需要，能够利用国内先进的技术，与时俱进的跟上技术的发展。由于现在管理人员的知识面较广，工作经验丰富，各专业人员配备较齐全，所以工作面长度为178米在管理上是没有问题的。4.从顶板管理及通风能力考虑该采区的顶板较稳定，工作面可以适当的加长，综采工作面的长度一般在150-250m，所以选择的工作面的长度为178米较合适。另外，工作面的瓦斯涌出量较低，通风问题能够解决。5.从巷道布置角度考虑由于采区倾斜方向长为1000米，除去煤柱宽及巷道宽60米，剩余940米，把每个工作面长度定为230米，940÷230=4.09，取4个工作面。6.经济合理的工作面工作面的长度与地质因素及技术因素的关系十分的密切，直接影响生产效率，所以根据条件，以高产量、高效率为原则选择合理的工作面长度。合理的工作面以生产成本低，经济效益高为目标。尽量加快工作面的推进速度，减少巷道的维护时间，降低回采总成本，使设备、资源得到最高利用。第三节循环作业图表的编制1.劳动组织图表24 序号工种夜班中班检修班合计1班长22262采煤机司机22373输送机司机11134转载机司机11135胶带机司机226106移架工22267端头工444128超前支护工44089跟班电工112410安全质量员111311跟班机修工115712放煤工220413泵站工1124合计252529792.技术经济指标表序号项目单位数量1走向长度m21002倾斜长度m10003煤层厚度m6.94平均采高m6.924 5煤层倾角°166工业储量万t3816.87可采储量万t2904.18采出率%809煤层比重1.510支护形式液压支架11液压支架架15412工作制度三八制13作业方式二采一准14循环进度m0.615截深m0.616日循环数217日进刀数418正规循环率%8219月进度m7220顶板处理方法全部垮落法3.循环作业图第三章课程设计总结24 这次《采矿学》课程设计在庞成、何荣军老师的悉心指导下，经过近一个月的时间，我的课程设计内容全部完成了。在此次设计过程中，我要感谢庞老师和何老师的耐心细致的指导，也要感谢各位同学的关心和帮助。这次设计任务，煤层地质构造条件较理想，我选择了煤层平均倾角16°，生产能力150万t/a的设计方案。在整个设计过程中，我充分利用《采矿学》上所学到的知识，参阅矿井设计相关书籍，结合煤层构造的实际情况，以安全第一为原则，以创造最大经济效益为目的，从技术、经济、安全着手，设计出一套技术可行、经济优越、安全可靠的现代化大型矿井的开采方案。经过这次从矿井设计到煤炭开采的全过程课程设计，使我对《采矿学》上所学到知识又梳理了一遍，对回采巷道设计、工作面布置、采掘设备选型有了进一步理解和认识，AutoCAD软件的使用，也让我加深了对许多绘图命令和制图标准的理解，这对我以后在煤矿岗位上工作提供了很好的帮助，也加深了对矿井建设的全面认识。参考文献1.徐永圻，《煤矿开采学》，徐州：中国矿业大学，19992.陶驰东，《采掘机械》，北京：煤炭工业出版社，19913.采矿设计手册编委会，《采矿手册》(第四卷)，北京：冶金工业出版社，199024 4.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，20035.《煤矿安全规程》，北京：煤炭工业出版社，2014年版；6.曹允伟、王春城、陈雄等，《煤矿开采方法》，北京：煤炭工业出版社，2005年版；7.《煤炭工业设计规范（合订本）》，北京：煤炭工业出版社，1997年版；8.综采技术手册编委会，《综采技术手册》，北京：煤炭工业出版社，2001年版；9、《重庆市煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法（试行）》，20013年版。24