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煤矿开采学课程设计说明书

《煤矿开采学》

课程设计说明书

班级：

姓名：

学号：

指导老师：

完成时间：

目录

序论········································3

第一章．带区巷道布置·····························5

第一节．带区储量与服务年限···························5

第二节．带区内的再划分·····························6

第三节．确定带区内准备巷道布置及生产系统····················8

第四节．带区中部甩车场线路设计·························9

第二章．采煤工艺设计·······························10

第一节．采煤工艺方式的确定···························10

第二节．工作面合理长度的确定··························15

第三节．采煤工作面循环作业图表的编制······················16

序论

一、设计目的

1.通过课程设计，使学生进一步消化和理解《煤矿开采学》所讲授的基本理论知识，对现代化矿井的采煤方法、准备方式等的内涵有一个基本了解。

2.通过课程设计，培养学生动手能力，对编写采矿技术檔，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

采区位置上部标高-450m，下部标高-600m，采（带）区走向平均长度2287.5m，倾斜平均长度为1353.6m，倾角平均为7°。

采区内共有两层煤，区内地质构造简单，为单斜构造，无断层和褶曲,无火成岩侵入。

采区内无大的含水层和地下水，开采条件较好。

运输方式为大巷采用3吨底卸式，10吨级线电机车牵引，井底车场为折返式，矿井通风方式为中央并列式。

运输大巷和回风大巷均布置在煤层地板岩石中，标高自定，采取生产能力为90万吨/年。

2、煤层特征

本采区内赋存的C1煤层和C2煤层，煤层均为薄煤层。

煤层埋藏稳定，构造简单，煤质中硬。

煤层爆炸指数为34-70%。

煤层瓦斯相对涌出量为低于5立方米/吨日，瓦斯含量小，采（带）区所属矿井属于低瓦斯矿井。

三、课程设计内容

1、一个采区（盘区）或带区巷道布置设计；

2、一个采煤工作面的采煤工艺设计及编制循环图表；

3、采区中部车场线路设计

四、进行方式

1、学生按设计大纲要求，按设计指导小组下达的设计任务书所给定的煤层赋存条件等，综合应用《煤矿开采学》所学的基本知识，进行采区（盘区）或带区巷道布置及采煤方法等设计。

每位学生必须独立完成规定的课程设计全部内容。

2、为完成设计任务，使每位学生在各方面都得到锻炼和提高，设计中提倡设计者之间相互讨论、借鉴和参考，但严格禁止相互抄袭。

疑难问题可与指导教师共同研究解决，但最终决策必须由学生自己独立进行。

层间距及厚度

煤岩性质

柱状

厚度M

页岩

20

C1煤层有

3

砂页岩

15

C2煤层有

3

砂岩

35

第一章带区巷道布置

第一节带区储量与服务年限

1、设计生产能力90万t/年。

2、带区工业储量、设计可采储计算

（1）带区工业储量

Zg=H×L×（m1+m2）×γ（公式1-1）

式中：

Zg----带区工业储量，万t；

H----带区倾斜长度，1353m；

L----带区走向长度，2287m；

γ----煤的容重，1.35t/m3；

m1----C2煤层煤的厚度，为3米；

m2----C1煤层煤的厚度，为3米；

Zg1=1353×2287×3×1.35=1253.19万t

Zg2=1353×2287×3×1.35=1253.19万t

Zg=1353×2287×（3+3）×1.35=2506.38万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----带区采出率，厚煤层取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%，这里C1=0.75,C2=0.80。

P2=30×2×2287×3.0×1.3+15×2×（1353-30×2）×3.0×1.3=62.48万t

P3=30×2×2287×3.0×1.3+15×2×（1353－30×2）×2.2×1.3=45.82万t

（P包括上下两端永久煤柱损失量和左右两边永久煤柱损失量,万t

ZK1=（Zg1-P1）×C1=（2260.44-82.32）×0.75=1633.59万t

ZK2=（Zg2-P2）×C2=（982.80-62.48）×0.80=736.26万t

ZK=ZK1+ZK2=2369.85万t

（3）、带区服务a限

T=ZK/（A×K）×100%（公式1-3）

式中：

T----带区服务a限，a;

A----带区生产能力，90万t；

ZK----设计可采储量；

K----储量备用系数，取1.3。

T1=ZK1/（A×K）=1633.59万t/（90万t×1.3）=13.96a

T2=ZK2/（A×K）=736.26万t/（90万t×1.3）=6.29a

T=T1+T2=20.25a

（4）验算带区采出率

带区采出率

C=（Zg-P）/Zg（公式1-4）

式中：

C-----带区采出率，%

Zg----带区的工业储量，万t

P----带区的煤柱损失量，万t

1煤层：

C1=（Zg1－P1）／Zg1=（1186.24-84.24）／1186.24=92.9%>75%

2煤层：

C2=（Zg2－P2）／Zg2=（1129.75-82.13）／1129.75=92.7%>75%

（符合国家对带区采出率的要求。

）

则2、4-1均满足带区回采要求。

第二节带区内的再划分

1、确定工作面长度

该煤层组左右两边界各留25m的边界煤柱，上部留30m防水煤柱，下部留30m护巷煤柱，从而其煤层倾向长度共有：

1353-60=1293m，

走向长度为2287-30=2257m。

又各煤层埋藏平稳,地质构造简单，无断层,煤层附存条件较好，瓦斯涌出量较低,涌水量也小,自然发火倾向较弱,且现代采矿工作面长度有加长趋势，故采煤工艺选取较先进的综合机械化采煤方法。

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～5m,本带区开掘巷道宽度为5m，且带区生产能力为90万t/a，一个厚煤层或中厚煤层的一个工作面便可以满足生产要求，将带区划分为两个大的分带,两大分带间留取30m较大煤柱，再分别划分为5个小分带,最后将整个带区划分为11个分带，采用沿空掘巷方式,巷道间留取5m较小煤墙。

故工作面长度为：

L=A/vmrc=900000/0.6×6×330×3×1.35×0.95=200

L-----采煤工作面长度，m

v-----工作面推进度,m/a

M-----煤层厚度或采高，m

r-----煤的密度

C-----采煤工作面采出率，一般取0.93-0.97.

2、确定带区内工作面数目

回采工作面沿走向布置，沿倾向推进，采用下行后退式倾斜长壁采煤法开采。

工作面数目：

N=走向长度/工作面长度=L/l------------（公式1-4）

式中：

L-----煤层走向长度（m）；

l-----工作面分带（m）；

则:

N==L/l=2287/200=11

2、工作面生产能力

Qr=A/（T×1.1）（公式1-6）

式中：

A----带区生产能力，90万t/a；

Qr----工作面生产能力，t/天；

T----每a正常工作日，330天。

故：

Qr=A/（T×1.1）=900000/（330×1.1）=2479t

目前，煤炭企业生产系统向高产高效集中化生产的方向发展，新建大型化矿井均朝“一矿一井一面”的设计思想改革，采用提高工作面单产，用一个工作面的产量来保证整个矿井的设计生产能力，故为适应现阶段煤炭行业的知道规范，本采区设计一个采煤工作面。

其工作面接替顺序如下表：

对于2煤层：

1101

停

采

线

65m

1102

1103

1104

1105

1106

1107

1108

1109

1110

2煤层工作面接替顺序：

1101→1102→1103→1104→1105→1106→1107→1108→1109→1110

对于4-1煤层：

2101

停

采

线

65m

2102

2103

2104

2105

2106

2107

2108

2109

2110

4-1煤层工作面接替顺序：

2101→2102→2103→2104→2105→2106→2107→2108→2109→2110

注：

箭头表示回采工作面的接替顺序。

第三节确定带区内准备巷道布置及生产系统

1、根据所选题目条件，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2煤层中上部边界开掘一条阶段回风大巷。

第一开采水平为该带区服务的一条运输大巷，布置在4-1煤层底板下方30m处的稳定岩层中。

2、确定巷道布置系统及带区布置方案分析比较

确定带区巷道布置系统，带区内有两层煤，采用联合布置，每一层都布置11个工作面，根据相关情况初步制定以下两个方案进行比较（由于2,4-1煤层相同，就去以4-1煤层说明。

）。

方案一：

分带单独布置

每一个分带分别开斜巷进入上部煤层，每一个分带都布置一个煤仓直通运输大巷。

通风系统为：

新风从运输大巷→进风行人斜巷→煤层运输平巷→分带运输斜巷→采煤工作面→分带运料斜巷→回风运料斜巷→回风大巷。

该方案的特点是，每个分带都布置了煤仓，所以管理较复杂，煤仓和联络斜巷工程量大，但有利于通风和工作面的接替。

方案二：

带区联合布置

将带区分成两个大分带，每一大分带由5个小分带组成。

运输大巷通过进风行人斜巷进入上部煤层，在上部煤层布置两条煤层集中平巷，一条煤层运输集中平巷，一条煤层回风集中平巷。

整个带区布置一个煤仓直通运输大巷。

通风系统为：

新风从运输大巷→进风行人斜巷→煤层运输集中平巷→分带运输斜巷→采煤工作面→分带回风斜巷→煤层回风集中平巷→回风石门→回风运料斜巷→回风大巷。

该方案简化了运输系统，仅布置了一个煤仓和一对联络巷，减少了煤仓和联络斜巷的施工量，使运煤、运料集中处理，符合集中化生产理念，但出现了因带区内通风线路长短不同而造成通风协调困难的问题，同时还增加煤巷的维护量，增大了煤柱损失。

经济技术比较:

方案一：

系统简单，通风容易，但生产调度管理复杂，煤仓太多，维护困难，装煤点多，管理复杂。

方案二：

采用集中化生产，从根本上克服了方案一的缺点。

虽然方案二维护费用高，但从技术和管理等方面的综合分析，选择方案二更优越一些。

综上所述，选择带区联合布置方式，巷道布置情况见巷道布置图、带区巷道剖面图，以C1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.采用单巷留小煤墙沿空掘巷掘进方式。

分析：

已知带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，可以充分发挥综采高产高效的优势。

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，既好维护又提高了采出率，有取代沿空留巷的趋势。

说明：

在带区巷道布置平面图内，工作面布置和推进的位置以达到带区设计产量及安全为准。

工作面推进到距回风大巷30m处的位置，即为避开采掘超前影响所留设的30m护巷煤柱处。

4、确定通风布置系统

各煤层通风系统为：

新风从运输大巷→进风行人斜巷→煤层运输集中平巷→分带运输斜巷→采煤工作面→分带回风斜巷→煤层回风集中平巷→回风石门→回风运料斜巷→回风大巷

第二章采煤工艺设计

第一节采煤工艺方式的确定

1、选第二个煤层，即C1煤层,进行采煤工艺设计，布置采煤工作面

由于C1煤层厚3m，煤质中硬，因此采用综合机械化采煤，一次采全高。

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。

由于设备数据来源的原因，选用国产综采设备。

各设备技术参数

（1）采煤机MG500/1330-WD（西安煤机厂）

采高

2.3～4.5m

适应倾角

≤30°

截深

1000mm

滚筒直径

2.0m

牵引方式

交流变频调速无链双驱动电牵引

牵引方式

交流变频调速无链双驱动电牵引

牵引力

927～550kN

牵引速度

0～10.35～17.18m／min

滚筒中心距

8180mm

机面高度

1615mm

（2）液压支架BY3600-25/50

型式

掩护式

支撑高度

2.5～5m

外形尺寸

6.02×1.43m

煤层厚度

3～4.8m

初撑力

3092KN

工作阻力

3600kN

支架中心距

1500mm

支护强度

0.61～0.73Mpa

适应煤层倾角

＜25°

泵站工作压力

31.5Mpa

（3）工作面刮板输送机SGZ－764／500（张家口煤机厂）

出厂长度

200m

运输能力

1100t／h

链速

1.21m

中部槽规格

1500×764×222mm

刮板链型式

中双链

与采煤机配套牵引方式

无链

（4）刮板转载机SZB－830／180（张家口煤机厂）

出厂长度

37.8m

运输能力

1200t／a

中部槽规格

1500×830×222mm

刮板间距

516mm

速度

1.46m／s

（5）破碎机PCM132（张家口煤机厂）

破碎能力

1200t／h

（6）胶带输送机SSJ1000／M（西北煤机厂）

输送长度

2000m

输送量

800t／h

带速

2.5m／s

（7）高压开关柜KBZ－450／1140Y

3、采煤与装煤

（1）确定采煤工艺、截深及日进刀数

采用综合机械化采煤，采煤机落煤和装煤。

依据选取的设计生产能力确定工作面每天的推进度为：

（公式2—1）

式中：

V——采煤工作面每天的推进度，m／d

Qr——采煤工作面日生产能力,t／d

L——采煤工作面的长度，m

M——采煤工作面的采高（取4-1煤层厚度4.0m）

γ——煤的容重，t/m3

C——工作面的采出率（由于4-1煤层为厚煤层，因此C值取0.95）

则：

v=4545.5/（184.2×4.0×1.3×0.95）=5m/d

因选用的采煤机截深为1000mm，若每日推进六刀，共推进1.0×5=5m，可满足每天至少推进5m的要求。

（2）确定进刀方式

为了合理利用工作时间，提高工作效率，采用割三角煤工作面端部斜切进刀方式，并采用及时支护。

进刀深度1.0m。

采煤机进刀示意图如图所示，进刀过程如下：

a、当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处沿留有一段下部煤（如图a所示）；

b、调换滚位置，前滚筒降下、后滚筒升起、并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。

然后将输送机移直（如图b所示）；

c、再调换两个滚筒上、下位置，重新返回割煤至输送机机头处（如图c所示）；

d、将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上、下滚筒，返程正常割煤（如图d所示）

4、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：

BY3600-25/50，为掩护式支架。

（2）移架方式

由于4-1煤层上方有11m的中粗砂，再上面是19m的粉砂，所以选用依次顺序移架方式。

依次顺序移架方式:

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。

（3）支护方式

由于4-1煤层煤质中硬，为防止片帮和冒顶，所以选用及时支护方式，选用BY3600-25/50掩护式支架。

（4）工作面支架需要量

工作面支架的需要量

（公式2—2）

式中：

μ——工作面支架数目（取整数）

L——工作面长度，m

e——架中心间距（BY3600-25/50型支架e值取1.5m）

μ=184/e=122.7取μ=123

（5）端头支架

由于巷道宽度为4.5m，选用宽度为2.1m型号为PDZ的端头支架两台架，即两端共有4架。

（6）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20m。

（7）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

△1=5-4.2≥0.2m，满足要求；

发火3~12个月，涌水量也较小，所以布置200米的工作面比较合适。

强度校验：

P=（6～8）×9.8×S×γ×M×cosα（公式2—3）

式中：

S——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，°

P=6×9.8×6.02×1.43×1.3×4.0×cos17°=2517KN<3090KN

经校核，支架高度与强度均符合要求。

5、处理采空区

采用全部垮落法。

第二节工作面合理长度的验证

1．从煤层地质条件考虑

该带区内两个煤层的地质条件较好，无断层，煤层倾角为7°，煤层厚度适中，顶底板较稳定，瓦斯涌出量较低，自然

2．从工作面生产能力考虑

工作面的设计生产能力为90万吨/年。

正规循环每天进六刀，采煤机滚筒截深为1000mm，所以4-1煤层的工作面实际年生产能力为：

330×0.6×6×3×200×1.35×0.95=91.42（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，并且考虑到其它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

带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200米左右在管理上是毫无问题的。

4．从顶板管理及通风能力考虑

该带区的顶板稳定，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200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

由于带区走向方向长为2287米，除去煤柱宽20米，剩余2267米，把每个工作面长度定为200米，2267/200=11，为11个区段。

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密切，直接影响生产效率，合理的工作面以生产成本低，经济效益高为目标。

所以根据条件，以高产量、高效率为原则，以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、资源得到最高利用为指导，选择200m的工作面长度是合理的。

第三节采煤工作面循环作业图表的编制

1、工作面布置图（设计图纸中）、循环作业图（设计图纸中）、劳动组织表（表2—1）、技术经济指标表（表2—2）

2、工种及出勤人数的安排，如下表（表2—1）所示：

工作面劳动组织表（表2—1）

序号

工种

早班

中班

夜班

合计

1

班长

2

2

2

6

2

采煤机司机

3

3

2

8

3

输送机司机

1

1

1

3

4

转载机司机

1

1

1

3

5

皮带机司机

1

1

1

3

6

移架工

3

3

1

7

7

推溜工

2

2

2

6

8

超前维护工

6

6

3

15

9

跟班电工

2

2

1

5

10

运料工

4

4

11

安全质量员

1

1

1

3

12

跟班机修工

2

2

5

9

13

送饭工

1

1

1

3

合计

25

25

工作面（针对C1煤层）主要经济技术指标（表2—2）

序号

项目

单位

数量

1

煤层厚度

m

3.0

2

煤层倾角

°

7

3

平均采高

m

3.0

4

采煤机

台

1

5

液压支架

架

123

6

端头支架

架

4

7

刮板输送机

部

1

8

破碎机

台

1

9

转载机

部

1

10

胶带输送机

部

2

11

循环进尺

m

1.0

12

日产量

t

4545.5

13

生产方式

两采一准

14

出勤人数

人

75

15

回采工效

t／工

55.10

16

截齿消耗

个／万t

20

17

乳化液消耗

Kg／万t

180

18

油脂消耗

Kg／万t

70

19

日循环数

个

5

六、设计图纸的内容

本设计绘制两张大图（零号图纸）

1、采煤工作面层面图（1：

100），剖面图（1：

50或1:

100），

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（1：

3000）和剖面图（1:

2000）。