煤矿开采学课程设计Word格式文档下载.docx
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柱
状
--------------------------------------------------------
·
。
厚度(m)
8.4
18
3.0
30
25
15
岩
性
描
述
细砂岩
砂岩,坚硬
1#煤层
γ=1.40t/m3
灰色砂岩
2#煤层层,γ=1.40t/m3
灰色细砂岩,中硬、稳
定
灰色粗砂岩、坚硬
某矿第一开采水平上山某采(带)区自下而上开采
1#煤层和
2#煤层,煤层厚度、层间距及顶
底板岩性见以上综合柱状图
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
1#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。
第二章
采区地质概况
叙述采区范围内煤层赋存条件、煤层走向、倾向、倾角、煤层数目、煤质、煤的自燃性、瓦
斯等级、顶底板岩石厚度、岩性、采区地质构造、水文地质条件等,计算采区储量。
煤层地下开采
近水平煤层〈8°
缓斜煤层8~25°
中斜煤层25~45°
急斜煤层〉45°
所给条件煤层倾角为
因此为缓斜煤层,
薄煤层〈1.3m
中厚煤层1.3~3.5m
厚煤层>
3.5m
所给条件煤层厚度
3m
因此为中厚煤层。
瓦斯等级划分为三级:
低瓦斯矿井,相对瓦斯涌出量
10m3/t
以下;
高瓦斯矿井,相对瓦斯
涌出量
以上;
煤与瓦斯突出矿井,指在采掘过程中发生过煤与瓦斯突出的矿井。
CH4
1.83ml/g
即平均在
1.83m3/t,最高是
5.21m3/t,所以为低瓦斯矿井。
该煤层赋存在地下
400m,煤层倾角为
,为低瓦斯矿井,煤质为无烟煤,颜色为钢灰色,
条痕为深黑~灰黑色,似金属光泽,硬度和密度在煤中最大。
挥发分低,固定碳高,燃点高,
不易自燃,火力耐久。
采(带)区内各煤层埋藏平稳,地质构造简单,无断层;
2#煤层属简单结构煤层,
硬度系数
f=4,1#煤层和
2#煤层属于硬煤层,各煤层瓦斯涌出量也较小。
1.确定采区走向长度
因为井田走向无大的地质变化,采区走向长度应从技术上可能和经济上有利的原则来确定。
区段平巷布置在煤层底板的硬砂岩中,巷道容易维护,采区走向长度可以适当加长。
煤层平
均倾角为
,为缓斜煤层,开采条件较好,采掘机械化程度高,采区集中巷采用皮带运
输机,生产能力较大的采区其走向长度为
1000~1500,综采工作面单面布置时,走向长度
一般不小于
1000m。
双面布置时,走向长度不小于
2000m。
普采双面布置一般为
1200~
1500m。
因为采区走向长度为
2000m,综采工作面双面布置,走向长度设计为2000m。
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
护巷煤柱,故其煤层
倾向共有:
1000-60=940m
的长度,走向长度
1500-15×
2=1470m。
2.确定区段斜长和区段数目、回采工作面长度
采区倾斜长度为
940m,走向长度为
1470m。
采区划分为
个区段,每个区段倾斜长度为
235m,
区段斜长内一般设置一个走向长壁采煤工作面,因此区段斜长就等于采煤工作面长度加上区
段平巷宽度和护巷煤柱的宽度,护巷煤柱宽度根据矿山压力的大小和所采取的护巷方法分别
为
0~15m
厚煤层有煤柱护巷时区段煤柱宽度可达
20m。
护巷煤柱宽度取
15m。
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,一个中厚煤层的一个工作面便
可以满足生产要求,最终选定
个区段,采用沿空掘巷方式,巷道间留较小煤柱,取
米,
两区段间留有较大煤柱,取
30
故工作面长度为:
L
=(1000-30×
2-5×
4-8×
4.5)/4=220m
工作面合理长度的验证
①从煤层地质条件考虑
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
,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220
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
万吨/年。
正规循环每天进六刀,采煤机滚筒截深为
600mm,
所以
1#煤层的工作面实际年生产能力为:
330×
0.6×
3×
220×
1.4×
0.95=156.4
(万吨)
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从运输设备及管理水平角度考虑
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
250
米刮板输送机能够利用
国内先进的技术,能够与时俱进的跟上技术的发展。
由于现在提倡管理人员的知识化、年轻化,所以工作面长度为
220
米在管理上是毫无问题的。
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
180~250m,所以
选择的工作面的长度为
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
116
米,剩余
884
米,把每个工作
面长度定为
米,884÷
220=4,正好为
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。
3、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)
式中:
-----
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
取
5(m)。
N=(1000-30×
2)/(220+10)
=
4.08,取
.
4、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)×
γ
Zg----
采区工业储量,万
t;
H----
采区倾斜长度,940m;
L----
采区走向长度,1470m;
γ----
煤的容重
,1.40t/m3;
m1----
1#煤层煤的厚度,为
3.0
米;
m2----
2#煤层煤的厚度,为
Zg=1000×
1500×
(3.0+3.0)×
1.4=1260
t/a
Zg1=Zg2=1000×
3.0×
1.4=630
t
(2)
设计可采储量
ZK=(Zg-p)×
C
ZK----
设计可采储量,
工业储量,万
p----
永久煤柱损失量,万
C----
采区采出率,厚煤层可取
75%,中厚煤层取
80%,薄煤层
85%。
本设计条件下取
80%。
Pm1=
Pm2=
30×
2×
1.4+15×
(1000-30×
2)×
1.4=48.8
P----
上下两端永久煤柱损失量,左右两边界永久煤柱损失量,万
该煤层左右边界各有
护巷煤柱。
ZK1=
ZK2=
(
Zg1-p1)×
C1=(630-48.8)×
0.80=464.96
5、验算采区采出率
对于
1#、2#厚煤层:
C1=C2=(Zg1-p1)/Zg1
C1-----采区采出率,%
;
Zg1
1#煤层的工业储量,万
t
p1
1#煤层的永久煤柱损失,万
,取
Zg1×
6%
C1=(Zg1-p1)/Zg1
=(630-48.8)/630=
92.25%
>
80%满足要求。
第三章
采区生产能力和服务年限
采区生产能力和服务年限、采区内同采的工作面个数、工作面配产情况与接续情况,编制采
区内回采工作面接替图表、掘进工作面接替图表、回采工作面正规循环作业图表。
1、采区生产能力
采区生产能力的基础是采面的生产能力,而采面的产量取决于煤层厚度、工作面长度、及推
进速度。
一个采面的产量
A0(万
t)可由下式计算
A0
=LV0MγC0
式中
L——采煤工作面长度,m;
V0——推进速度,m/a;
M——煤层厚度或采高,m;
γ——煤的密度,t/m3
C0
——采煤工作面采出率,一般取
0.93~0.97,薄煤层取高限,厚煤层取低限;
此处取
0.95。
采煤工作面年推进速度综采面可达
1080~1200m
或以上。
此处取
1200m/a。
采煤机截深取
0.6m,一天截
刀,采用四六制一个班截
刀。
一天工作面推进速度为
5.4m,采煤工作面年推
进速
5.4m/d×
330d=1782m/a。
因此一个采面生产能力
=220×
1782×
t。
采区生产能力
AB
=k1k2
A0i
n
采区内同采的工作面个数,此处取
2;
k1
采区掘进出煤系数,取
1.1
左右;
k2
工作面之间出煤影响系数,n=1
1,n=2
时取
0.95,n=3
0.9。
=1.1×
1×
156.4=172
2、采区服务年限
T=
ZK/(A×
K)
T----
采区服务年限,a;
A----
采区生产能力,
172
设计可采储量,929.9
K----储量备用系数,取
1.3。
T1=
ZK1/(A×
K)=464.96
t/(172
×
1.3)=2.07a
T2=
ZK2/(A×
1.3)=2.07a;
T1+
T2
=4.14a。
所以采区的服务年限为
4.14
年。
采区内同采的工作面个数为
1。
3、确定采区内同采工作面数
生产能力为
t/a,且工作面生产能力为
5212t/a。
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
第四章
采煤方法
选择各煤层采煤方法,确定回采工艺方式、工作面支护形式、支护设备、采煤机和运输类型。
1.采煤方法的确定
单一走向长壁采煤法主要用于缓斜、倾斜薄及中厚煤层或缓斜
3.5~5.0m
厚煤层,其采煤系统
比较简单。
所给条件煤层厚
3m,倾角
为缓斜中厚煤层,所以选用单一走向长壁采煤法。
地质构造简单,煤层赋存条件较好,瓦斯涌出量小。
且现代工作面长度有加长趋势,因此采
煤工艺选取的是较先进的综采。
2.采煤工艺方式的确定
(1)选第一煤层,即
1#煤层为对象设置采煤工艺。
由于
1#煤层厚度为
3m,属于中厚煤层,硬度系数
f=4,结构简单,无断层,故可用综合机
械化采煤工艺。
综采放顶煤工作面“四六”制作业形式,即三班采煤,一班准备。
采煤机截
深为
0.6m。
采煤机割煤高度为
3m。
工作面回采工艺流程为:
采煤机向上割煤、移架→采煤机向下装煤→推移刮板输送机→斜切
进刀→推移刮板输送机。
(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
5.4m。
选择采煤机的滚筒截深为
600mm,每天正规循环推进
刀,每个循环
0.6m,可满足每天至
少推进
5.4m
的要求。
,
根据煤层的实际情况,煤层厚度为
3m,工作面长度为
220m,采高
3m,工作面推进速度
1782m/a。
经查《采矿设计手册》
选用
MGT375/750
采煤机。
型采煤机的采高
范围
1.8~3.5m,截深为
②工作面采用自移式液压支架支护
③移架方式
由于采用及时支护方式,而且工作面每天推进
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。
④支护方式:
1#煤层
f
4,选用及时支护。
⑤工作面的支架需求量:
由
/
E
N
——工作面支架数目,取整数;
——
工作面长度,m;
E
架中心距;
n=
220/1.5=146(架)
⑥端头支架
由于巷道宽度为
5m,而架宽为
1.43~1.59
m,因此选
架,上下两端共需
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
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
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+0.2
最小结构高度应比最小的采高小
250—350mm。
Hmin=
Mmin-(0.2
5~
0.35)m
已知选用的
ZY3400/16/35
支撑掩护式支架的最大结构高度为
3.5m>
(Mmax+0.2),满足要
求。
支架的最小结构高度为
1.8m<
Mmin
-
(0.2
5~0.35),满足要求。
校核强度
q=K×
M×
ρ×
g×
10-6
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——
10N/Kg。
q=6×
103×
10×
10-6=0.45Mpa
Q=q×
F×
103KN
F——为支架支护面积,F
5.725×
1.450
8.30m2
Q=0.45×
8.30×
103=3735
KN
P
Q
η
支架的工作阻力,KN;
支架的有效工作阻力,KN;
η
支架的支撑效率,取
80%
P=3735÷
0.8=4688.75
KN
<
支架工作阻力
6000
KN,
满足要求。
3、处理采空区
采用全部跨落法处理采空区。
第五章
工作面开采顺序
将采区划分为四个区段,每个区段倾斜长度为
235m,一次采一个工作面,。
以
1#煤层为例,4
个区段工作面接替顺序,采用下行开采顺序
1#工作面接替顺序图
区段
1
2
3
4
001
002
图.1
1#布置一个综放工作面便可以满足生产设计的要求。
1234
1#煤层:
K1
煤层:
(001-002)→区段
(001-002)
→区段
5(001-002)
)
(说明:
以上箭头表示方向为工作面推进顺序。
3.确定工作面回采巷道布置方式及工作面
推进终点位置
第六章采区巷道布置
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
米处的位置,即为避开采掘超前影响所留设的
护巷。
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
2#煤层底板
下方
25m
的稳定岩层中,两巷水平间距相距
1457.39m
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
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
层煤,每一层都布置
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
2#煤层底板
处岩石中布置两条岩石上山,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→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→回风石门→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
处岩石中布置一条岩石运输上山,在
2#煤层中布置另一条轨道上山,
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→回风石门→阶段回风大巷。
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。
论证回采巷道布置方式的合理性:
岩石工程量达,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
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。
而且又由于煤层较硬,相对来说,轨道上山维护容易一些,费用相对会少。
这种布置方式适用于产量不大,服务年限不太长的采区。
综上所述,选择一煤一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
1#煤层为例。
轨道上山布置在最下一层煤为维护条件较好的薄及中厚煤
层当中,运输上山布置在底板岩石中。
采区服务年限为4
年,不太长,产量也不大。
因此此
方案比较合理。
如下图所示:
第七章
采区生产系统
列表说明采区设备主要参数
1.生产系统
单一煤层走向巷道布置图
(1)运煤系统
在运输上山和运输巷内均铺设有刮板输送机。
其运煤路线为:
工作面运出的煤,经运输
巷、运输上山到采区煤仓上口,通过采区煤仓在采区运输石门装车外运。
最后一个区段工作面运出的煤,则有区段运输巷至运输上山,在运输上山铺设一台短刮板输
送机,向上运至煤仓上口。
(2)运料排矸系统
运料排矸采用
600mm
轨距的矿车和平板车。
物料自下部车场
3,经轨道上山到上部车场
6,
然后经回风巷
10
送至采煤工作面。
区段回风巷
8,8'和运输巷
9,9
'所需的物料,自轨
道上山
经中部车场
7,7'送人。
掘进巷道时所出的煤和矸石,利用矿车从各平巷运出经轨道上山运至下部车场。
(3)通风系统
采煤工作面所需的新鲜风流,从采区运输石门进入,经下部车场、轨道上山、中
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- 煤矿 开采 课程设计