1、煤矿开采学课程设计 工程学院河南工程学院煤矿开采学课程设计矿采区60万吨/年生产能力设计 学生姓名： 学 院： 安全工程学院 专业班级： 专业课程： 煤矿开采学 指导教师： 2014 年 12 月 20 日第一章 采区巷道布置第一节 采区储量与服务年限一、采区的生产能力定为60万t/a，煤层平均倾角为25。（一）计算采区的工业储量、设计可采储量1.采区的工业储量 ZC =HLM.(公式1-1) 式中： ZC 采区工业储量，万t； H 采区倾斜长度，900m； L 采区走向长度，3000m； M 煤的厚度，M1=6.9m，M2=3.0m，M3=2.20m；煤的容重，1.30t/m。Zg1 = 9
2、0030006.91.3 = 2421.9万t Zg2 = 90030003.01.3 = 1053万tZg3 = 90030002.201.3 =772.2万tZg = Zg1 + Zg2 + Zg3 =4247.1万t2.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%。分别取左右边界煤柱各15m，上部防水煤柱与下部护巷煤柱各30m，则：P1 = 3000302+(900-302)1526.91.3 = 202.0044万tP2 =
3、3000302+(900-302)1523.01.3 =87.828万tP3 = 3000302+(900-302)1522.201.3 =64.4072万tZK1 =（Zg1 - P1）C1 = （2421.9-202.0044）75% =1664.9217万tZK3 = （Zg2 - P2 ）C2 =（1053-87.828）80% =772.1376万tZK3 = （Zg3 - P3 ）C3 =（772.2-64.4072）80% = 566.23424万tZK = ZK1 + ZK2 + ZK3 = 1664.9217 +772.1376 + 566.23424 =3003.29354
4、万t 3.采区服务年限.(公式1 -3)式中： T 采区服务年限，a； A 采区生产能力，60万t； ZK 设计可采储量，万t； K 储量备用系数，取1.4。 a 取T=35年 4.验算采区回采率 .(公式1-4)式中： C 采区回采率，% ； ZC 煤层的工业储量，万t ； P 煤层的永久煤柱损失，万t； P支柱 区段煤柱损失，万t。对于K1煤层: P支柱1 = 4246.91.3 = 0.87对于K2煤层：P支柱2 = 42431.3 = 0.038对于K3煤层：P支柱3 = 4242.21.3 = 0.028则K1 、K2 、K3均满足采区回采要求。5.验算采区生产能力采区生产能力的基础
5、是采煤工作面的生产能力，采煤工作面的生产能力取决于煤层厚度、工作面长度和推进度。一个采煤工作面的生产能力A0（万t/a）可由下式计算：.(公式1-5)式中： L采煤工作面长度，m；取165mV0工作面推进速度，m/a；取3.78m/aM煤层厚度或采高，m；取3m煤的密度，t/m3，取1.3t/m3C0采煤工作面采出率，一般取0.930.97,薄煤层取高限,厚煤层取低限；此处取0.95。A0= 2310.8085tQr A0符合生产能力 第二节 采区的再划分一、确定采煤工作面长度及采区区段数目煤层左右边界各有20m的边界煤柱，上部留30m防水煤柱，下部留30m护巷煤柱。因为该矿地质构造简单，煤层
6、附存条件较好，瓦斯涌出量小，采煤工艺选取的是先进的综采，一次采全高放顶煤法，由采煤学所学知识得知，综放工作面长度一般为130m190m，巷道宽度为4m4.5m,本题目选取4.5m，且采区生产能力为60万t/a，一个中厚煤层的一个区段便可以满足生产要求由于阶段垂高过大故分为两个开采水平。采煤工作面长度为： 式中： H采区倾向长度，m；q采区上下边界预留煤柱宽度，m；P护巷煤柱宽度，m；n区段数目，个。 (130,190)则4.3n6.3，取n=5，则L=165m。二、确定采区内的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：. (公式1-6)式中：L - 煤层
7、倾斜方向长度(m)； S0 - 采区边界煤柱宽度(m)； - 工作面长度(m)；- 回采巷道宽度， l0取2.5 (m)。带入数值得， 取5，所以工作面数目为5个三、确定工作面生产能力 式中：A采区生产能力，60万t/a； Qr工作面生产能力，t/天； T每年正常工作日，300天。故： 四、确定采区内同采工作面数及工作面接替顺序101021010110202102011030210301101041010310204102031030410303101061010510206102051030610305101081010710208102071030810307101101010910210
8、102091031010309101121011110212102111031210311K1 煤层K2煤层K3 煤层由于采区生产能力为60万t/a,且工作面生产能力为151.4万t,对于K1煤层布置一个工作面便基本可满足生产要求（由于所选采煤机截深为630mm，一天共进6刀，故工作面生产能力为：0.636151.46.91.30.93300 =143.2万t），而对于K2、 K3煤层可采取两个工作面同时回采，以满足生产要求。其具体回采顺序如表1.1所示：回采顺序表对于K1煤层，其厚度为6.9m,布置一个综放工作面便可以满足生产要求。对于3.0m的K2煤层和2.2m的K3煤层采取两个工作面同时
9、生产，以满足生产要求。K1煤层开采顺序：101021010110104101031010610105101081010710110101091011210111K2煤层开采顺序：（10201，10203）（10202，10204）（10205，10207）（10206，10208）（10209，10210）（10211，10212）K3煤层开采顺序：（10301，10303）（10302，10304）（10305，10307）（10306，10308）（10309，10310）（10311，10312）说明：以上箭头表示方向为工作面推进顺序，括号内为同采工作面。第三节 确定采区内准备巷道布置和
10、生产系统一、完善采区所需的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，在两个开采水平中，把分别为两个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。二、确定巷道布置系统及采区布置方案分析与比较 1确定采区内准备巷道布置 根据题目所选条件，完善采区所需的开拓巷道及准备巷道。由于地质构造简单，无断层,煤层赋存条件好，涌水量较小，瓦斯涌出量较小，无自然发火倾向, K1煤层直接顶为碳质页岩，薄且易跨落，K2、K3煤层直接顶较厚且稳定。同时为减少煤柱损失，提高采出率，降低巷道维护费用等，采用沿空留巷的方式。2布置上山数目、位置及
11、进行方案关于技术经济比较：方案一 一煤一岩上山布置，运输上山布置在k3煤层底板下10 m处，轨道上山布置在煤层中。如图一方案二 两条岩石上山布置，两条上山均布置在k3 以下的岩层中，如图二10m20m20m图一 图二3.可行性方案选择巷道以及硐室的掘进费用 项目 方案 方案一(万元)方案二(万元)岩石上山(1000-40)1578=151.5 （1000-40）15782=303煤层上山(1000-40) 1284=123.30回风石门44.8/sin160*1152=18.767144.8/sin160*1152=18.7671区段石门29.8/sin160*1152=12.4834 29.
12、8/sin160*1152=12.4834变电所(2.25*4+2.5*4+/4*42)*144=0.4886(2.25*4+2.5*4+/4*42)*144=0.4886绞车房(2.75*3.5+/4*42)*162=0.3593(2.75*3.5+/4*42)*162=0.3593采区煤仓/4*82*32*144=29.6616/4*82*32*144=29.6616总费用334.5364.巷道以及硐室的维护费用 方案项目方案一(万元)方案二(万元)岩石上山(1000-40)*30*11=31.8（1000-40）*30*2*11=63.1煤层上山(1000-40)*90*11=95.10
13、回风石门44.8/sin16*80*29.76=38.785344.8/sin16*80*29.76=38.7853区段石门29.76*29.8/sin16*80=25.799229.76*29.8/sin16*80=25.7992变电所62*30*29.76=5.535362*30*29.76=5.5353采区煤仓1.2*2824*0.6*0.381=0.07741.2*2824*0.6*0.381=0.0774总费用196.96132.97方案一的总费用：531.46万元方案二的总费用：496.97万元从如上的经济比较中，可以看出双岩上山所需的总费用要比一煤一岩上山所需的总费用要少，因此在
14、经济上更加合理，双岩上山维护费用少且无需留煤柱。综合考虑以上因素，可采用在K3煤层下15m处集中布置两条岩石上山，。即：选中双岩上山方式布置生产系统。4、确定工作面回采巷道布置方式.K1煤层为厚煤层，单独开采时，可满足生产要求，故先开采K1煤层，K1煤层采完后，接着采K2，K3煤层。考虑到K1煤层生产能力较大，且矿井瓦斯涌岀量较低，为更好地进行工作面接替，减少煤柱损失，故采用沿空掘巷。沿采空区留5m 的护巷煤柱。 在采区巷道布置平面图内，工作面布置及推进的位置应以达到采区设计产量为准。由于K1、 K2、 K3煤层采取联合布置的开采方式，且岩体较稳定煤层上山易维护，故在K1煤层两侧各留5m边界煤
15、柱。煤层适合综采一次采全高放顶煤。K2、K3煤层一次采全高。5、 采区上、中、下部车场选型采区上部车场选用单道顺向平车场；采区下部车场选用大巷装车顶板绕道式，由于煤层倾角为16。，而且顶底板围岩稳定，所以选用该形式的车场。 采区中部车场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 25，向区段石门甩车。轨道上山和石门内均铺设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，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。第二章 采煤工艺设计第一节 采煤工艺方式的确定一、选取K1煤层为对象，进行采煤工艺设计。选第一煤层，即K1煤层为对象设置
16、采煤工艺。且K1煤层厚度为6.9m，属于中硬煤层，故可用综合机械化采煤一次采全高放顶煤工艺。2.选用国产设备经查采矿设计手册得知：根据煤层的实际情况，选用MG880WD采煤机，参数如下：采高 1.83.7m适应煤层硬度 f=13煤层倾角 35截深 630mm滚筒直径 1.6 m牵引式 无链牵引力 532KN牵引速度 07 m/min滚筒中心距 8180 mm机身高度 1499 mm卧底量 200mm 该滚筒采煤机由鸡西煤机厂制造。采煤与装煤落煤方式：采用双滚筒采煤机直接落煤。进刀方式斜切进刀双向割煤，如图所示采 放 比：由经验可知，采放比在1：13之间为合理，故取采3m放3.9m。采放比为：1
17、：1.3。截 深：采煤机截深选为630mm。上下缺口长度：2025m。放煤步距：由于顶煤厚度较大，则放煤步距采用两采一放。放煤方式：单轮、间隔、多口放煤。（实践证明：该方式丢煤少，混矸少，又易于实现高产高效，故采用。）运煤运煤选用SGZ764/500型可弯曲刮板输送机。SGZ764/500型可弯曲刮板输送机技术特征表：型号SGZ764/500型规格性能运输能力t/h1100设备高度m200传送速度m/s1.21刮板链型式双链规格30*108t破断负荷kn1107间距mm1080偶合器型号介质减速器速比1：308L布置方式平布电动机型号KBYD680/250功率2*250*125电压v1140
18、支护与处理采空区K1煤层厚度6.9m，煤层结构简单，因此为减少煤柱损失，采用综放回采工艺。为提高煤的冒放性和采出率，减少煤层，并考虑到矿压和煤层倾角较大时的支架稳定性，放顶煤支架选择低位双输送机S520017/32型，其技术特征如下表：分类型号初承力KN支护强度Mpa拉架力KN外型长m重量t放煤方式低位双输ZFS520017/325200/45520.76155/395404618插板式无脊背5、架中心距：1.5m6、移架方式有依次顺序、分组交错和成组整体顺序式三种。且由于分组交错式，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。故选用分组交错式。7支护方式 由于K1
19、煤层f = 2，为防止片帮和冒顶，因此选用及时支护。8端头支架 经查采矿设计手册得到：PDZ端头支架（掩护式），支架参数如下： 支撑高度 1.63.8 工作阻力 9000 KN 初撑力 7070 KN 支护强度 0.51 Mpa 该支架由郑州煤机厂制造。9超前支护方式和距离由于采用综放开采，支撑压力分布范围大，峰值点距煤壁前方 5-15m,分布范围10-30m，所以超前支护的距离为25m。 选用单体支柱和金属铰接顶梁支护。铰接顶梁的长度为1200mm。10计算工作面的支架需求量 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； N = 160/1.5 =
20、 107（架） 端头支架：由于巷道宽度为4.5m，而架宽为1.6 m，因此选3架，即，两端共有6架。11处理采空区： 一般采用全部跨落法处理。 第二节 工作面合理长度的确定1、煤层地质条件该采区内的两层可采煤层的地质条件对于布置高产高效工作面非常有利。煤层厚度适中，倾角不大且顶底板稳定，无明显影响生产的地质构造，瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小，便于布置较长的工作面进行回采。2、工作面生产能力 工作面的设计生产能力为：A0= L采V0 m C=157.2万t。 K1煤层的实际生产能力为：A1=LENrM=160万t A1与 A0的差值在允许的范围内，可以达到生产要求，工作面的长度
21、确定的合理。3、运输设备及管理水平采区生产选用的设备均为国内先进的的生产设备，能满足工作面的长度、产量和进度的要求，管理较高，有利于生产。4、顶板管理及通风能力该采区的顶板较稳定，工作面可以适当的加长，综放工作面的长度一般在130190m，所以选择的工作面的长度合适。另外，工作面长度与通风无直接的关系，但对于瓦斯涌处量较低的K1、K2、K3煤层，工作面的风速可以适当的减小，通风能力可以降低一些。5、巷道布置由于K1、K2、K3煤层的赋存条件相同但开采技术不同， K1煤层的储量比K2、K3大，K1为主采煤层，K2、K3为辅助煤层 ，两者相互配合达到生产要求，尽量提高煤炭采出率，巷道布置尽量保持一
22、致，可以适当变化。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 采煤工作面循环作业图表的编制劳动组织表 劳动组织表序号 班数工种一二三合计1班长22262采煤机司机33283输送机司机22264转载机司机11135胶带机司机11136移架工33399泵站工111310机电维修工003314端头完好工6661815运料工0011316跟班队长1113合计202032722工作面主要经济技术指标工作面主要经济技术指标序号项目单位数量备注1煤层厚度m6.92煤层倾角163采高m3.04采煤机台15液压支架架1076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m3.7812日产量t444813生产方式二班半采半班准备14出勤人数人72 教师评价：成绩： 教师签字： 年 月 日
