推荐煤矿开采学课程设计说明书 精品 精品001.docx
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推荐煤矿开采学课程设计说明书精品精品001
10级采矿工程专业
煤矿开采学课程设计说明书
学号:
120XX020XX34
姓名:
刘洋
班级:
采矿工程<5、6>班
指导老师:
王文
设计成绩:
设计时间:
20XX-10-22---20XX-11-8
目录
一、带区巷道布置
1、带区概况···························3
2、采区储量及服务年限·················3
3、带区的再划分·······················6
4、确定采区内巷道布置·················8
5、确定工作面回采巷道布置方式及推进终点位置········································12
6、确定通风布置系统煤层通风系统·······12
7、带区车场路线设计···················13
二、采煤工艺设计
1、采煤工艺方式的确定·················14
2、工作面主要机械设备················15
3、采煤机工作方式·····················16
4、工作面的支架方式···················17
5、超前支护方式和距离·················18
6、校核支架的强度和高度···············18
7、工作面合理长度的验证···············21
8、循环方式选择及循环图表的编制·······23
总结·································27
参考文献······························28
一、带区巷道布置
1.1带区概况
本采区为某矿第二水平第四采区,其中二采区已采,六采区未采。
上部标高-150m,下部标高-300m。
本采区构造简单,单斜构造,煤层为厚煤层,煤层埋藏稳定,构造简单,煤质中硬,煤层厚度4.5m,煤的密度为1.35t/m
,煤的密度为1.35t/m
,自然发火期为3-12个月。
采区走向长度20XXm,倾斜长度1200m,煤层倾角为7.5°,采区生产能力自定。
运输方式:
大巷运煤采用胶带输送机,辅助运输采用1.5t固定式矿车,10t架线电机牵引。
瓦斯等级:
瓦斯相对涌出量5m
/t,为低瓦斯矿井。
图1煤层柱状图
1.2采区储量及服务年限
1.采区工业储量
式中:
Q工——地质储量和工业储量
L——带区煤层走向长,m
I——带区倾斜长,1200m
M——煤层厚度,m
R——煤的容重1.35t/m3
2.采区煤柱损失:
P=(40×1200+30×1980)×4.5×1.35
=65.25万t;
3.采区可采储量:
Q采=(Q工-P)C
=(1472.58-65.25)×0.97
=1365.11万t
式中:
Q采—采区可采储量,万t
Q工—采区工业储量,万t
P—采区煤柱损失,万t
C—厚煤层取0.97
4.采区采出率:
采区采出率=(采区工业储量-煤柱损失量)÷采区工业储量
η=(Q工-P)÷Q工=92.70%>75%满足要求
5.采区生产能力及服务年限:
工作制度:
本矿井设计工作日为330天,每天三班作业,其中两班生产,一班检修。
每班工作8小时,每日生产为16小时。
采区生产能力:
A=LV0MγC0
=220×330×0.8×6×4.5×1.35×0.95
≈200万t
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,此处取0.95。
【1】
采区服务年限:
P=Q采/AK=1365.11/200×1.4≈5a
式中:
P—采取服务年限,a
Q采—采区可采储量,万t
A—采取平均年生产能力,万t/a
K—矿井储量备用系数,一般取1.4
日产量:
式中:
A—采区生产能力200万t/a
T—根据《煤矿安全规程》,工作日为330天
K—采区掘进出煤系数,取为1.1.【1】
1.3带区的再划分
1.确实工作面长度
该煤层边界各留20m的边界煤柱,下部各留30m护巷煤柱,从而其煤层倾向长度共有:
1200-30=1170m,走向长度为20XX-40=1980m。
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,无自然发火倾向,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3.5m~5m,本采区开掘巷道宽度为5m,且采区生产能力为200万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9个分带,采用岩空留巷方式,采用混凝土砌块构筑的护巷带。
L=[H-(n+1)×M]/n=(1980-10×4.5)/9=220m
式中:
L─工作面长度,m
H─采区走向长度,m
n─条带数目,个
M─煤层厚度,m
2.确定采区内的分段数目
回采工作面沿走向布置,沿走向推进,采用近距离煤层联合布置开采。
区段数目:
N=(L-S0)/(l+l0)=(20XX-40)/(220+5)=9
式中:
L—煤层走向长度,m;
S0—带区边界煤柱宽度,m;
L—工作面长度,m;
l0—回采巷道宽度,因采用综采采煤法,故l0取5m。
采区走向长20XXm,采煤面长度设计220m,采区划分为9个区段
3.确定采区内同采工作面数目及工作面接替顺序
生产能力为200万t/a,且工作面生产能力为5509t/d。
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。
煤层采用跳采方式开采,9个分带工作面接替顺序如下表:
工作面编号
1101
1102
1103
1104
1105
1106
1107
1108
1109
开采次序
9
8
7
6
5
4
3
2
1
对于布置一个综采工作面便可以满足生产设计的要求。
该煤层接替顺序为:
1109-1108-1107-1106-1105-1104-1103-1102-1101
1.4确定采区内准备巷道布置
为了缩短采区准备时间并提高经济效益,根据所给地质条件,在开采水平中,把为该采区服务的运输大巷和回风大巷分别布置在煤层底板岩石中。
确定带区巷道布置系统时至少就条带数目,位置或布置方式提出两个布置方案,并进行技术分析与经济比较
带区巷道布置系统,带区内有一层煤,布置9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:
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→煤层回风大巷→回风石门。
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2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。
方案一分带单独布置
方案二带区联合布置
经济技术比较:
表1:
巷道硐室掘进费用
方案
工程名称
单价
(元)
方案一
方案二
工程量(m)
费用(万元)
工程量(m)
费用(万元)
回风运料斜巷(m)
1578
108×8=864
136.34
108×2=216
34.08
进风行人斜巷(m)
1578
80×8=640
100.99
80×2=160
25.2
煤仓
(元/m3)
144
3.14×42×15×8/4=1507.2
21.7
3.14×42×15×2/4
=376.8
5.43
集中平巷
(元/m)
831
/
/
2×(2000-10×2)
=3960
329.08
合计
/
/
259.03
/
393.79
表2:
巷道及硐室维护费
方案
工程名称
单价
(元)
方案一
方案二
工程量
费用(万元)
工程量
费用(万元)
回风运料斜巷(m)
40元/a.m
108×8×5.48
=4734.72
18.94
108×5.48×2
=1183.68
4.73
进风行人斜巷(m)
40元/a.m
80×8×5.48
=3507.2
84.33
80×5.48×2
=876.8
3.51
小计
/
/
103.27
/
8.24
煤仓
(元/m3)
30元/a.m
15×5.48×8
=657.6
1.97
15×5.48×1
=82.2
0.25
集中平巷
(元/m)
160元/a.m
/
/
1600×5.48×2
=17536
280.58
合计
/
/
105.24
/
289.07
表3:
生产经营
方案
工程名称
单价
(元)
方案一
方案二
工程量
费用
(万元)
工程量
费用
(万元)
斜巷(m)
1164
元/m
80×14
=1120
130.37
80×2
=160
18.62
煤仓(m)
951元/m
8×15
=120
11.41
15×2
=30
2.85
合计
/
/
141.78
/
21.47
表4:
费用汇总表
方案
总费用
方案一
方案二
掘进(万元)
259.03
393.79
维护(万元)
105.24
289.07
生产经营(万元)
141.78
21.47
合计(万元)
506.05
704.33
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。
虽然方案二费用高,但从技术和管理等方面的综合分析,方案二更优越一些。
综上所述,选择带区联合布置方式。
1.5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:
采用单巷沿空留巷掘进方式
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。
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。
1.6确定通风布置系统煤层通风系统
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→联络巷→材料车场→回风大巷。
1.7带区车场线路设计
该带区开采近距离煤层群,倾角为7.5°。
铺设600mm轨距的线路,轨型为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道,斜面线路布置采用二次回转方式。
二、采煤工艺设计
2.1采煤工艺方式的确定
1、设置采煤工艺:
由于煤层厚度为4.5m,属于厚煤层,结构简单,无断层,故可用综合机械化采煤工艺。
2、综采工作面的设备选用国产综采设备。
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。
依据带区的设计生产能力确定工作面每天的推进度为:
V=Qr/L×M×γ×C
=2000000/(330×220×4.5×1.35×0.97)=4.7m/d
式中:
V—采煤工作面每天的推进度,m/d
Qr—采煤工作面生产能力,t/a
L—采煤工作面的长度,m
M—采煤工作面采高(煤层取4.5m)
γ—煤的容重,1.35t/m3
C—工作面的采出率(煤层为厚煤层,因此C取0.95)
选择采煤机的截深为800mm,每天正规循环推进六刀,每个循环共推进4.7m,可满足每天至少推进4.50m的要求。
(考虑到产量较大,煤层较厚,一次采全高煤层容易片帮,工作面输送机容易造成压车。
故选用截深较小的采煤机)
根据煤层的实际情况,经查《采矿设计手册》,选用采煤机。
2.2工作面主要机械设备
表1采煤机参数
采煤机型号
MG800/2040-WD
机身长度m
8.89
采高m
2.7~5.6m
滚筒直径
2.5
截深mm
800
牵引速度m/min
10~16
牵引力KN
1250/785
截割功率kw
2
800
牵引形式
销排
总装机功率kw
2040
冷却形式
水冷
喷雾形式
内外喷雾
表2刮板输送机参数
刮板机型号
SGZ1000/2
855
机头尺寸(长*宽)m2
2.6*1.9
运输能力T/h
2000
链速m/s
1.25
铺设长度m
229
电机功率KW
2*700
电压V
3300
刮板机形式
中双链
表3液压支架参数
型号
高度m
宽度m
初撑力KN
工作阻力KN
支撑强度MPa
适应角度
ZY10000/27/56
2.7-5.6
1.65-1.85
7917
10000
1.172
<25°
ZTC20000/25/50
2.5-5.0
1.4-1.6
18000
20000
1.92
<25°
表4转载机参数
型号
装机功率
输送能力
设计长度
SZZ-1000/525
2*700kw
3500t/h
60m
表5破碎机参数
型号
功率
破碎能力
破碎粒度
PCM-250
250KW
3000
150-300mm
表6胶带动输机参数
型号
功率
带宽
带速
输送能力
DSP-1200/125
250KW
1200mm
2.5m/s
3000t/h
表7乳化液泵站参数
乳化液泵型号
工作压力
功率
乳化液箱
泵站流量
LRB-400/31.5
31.5MPa
400KW
一台
400m3/min
2.3采煤机工作方式
(1)滚筒的位置
采用双滚筒采煤机,在运行过程中为了司机操作安全,煤尘少,装煤效果好,前滚筒沿顶板割煤,后滚筒沿底板割煤,并有一定的卧底量,以增加采煤机对底板平整性及输送机槽歪斜的适应能力,避免采煤机和输送机因底板鼓起或者浮煤垫起而向采空区倾斜。
(2)采煤机割煤方式
图2割三角煤端头斜切进刀
(a)起始;(b)斜切并移置输送机;(c)割三角煤;(d)开始正常割煤
(3)移架方式
由于采用及时支护方式,而且工作面每天推进6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。
。
2.4工作面的支架需求量:
计算工作面支架数:
N=(L+2×l0-nS)/S1
式中:
N——工作面支架数;
L——工作面长度,m;
l0——顺槽宽度,m;
n——端头支架数;
S——端头支架宽度,m;
S1——支架中心距,m。
N=(220+10-6×1.594)/1.75=126架
2.5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米。
选用单体支柱和金属铰接顶梁支护,铰接顶梁的长度为1000mm。
校核支架的强度和高度
2.6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:
。
最小结构高度应比最小的采高小250—350mm。
即:
已知选用:
ZY10000/27/56掩护式支架的最大结构高度为5.6>(
+0.2),满足要求。
支架的最小结构高度为2.6m<
-(0.25~0.35),满足要求。
(2)校核支架强度:
所以满足要求
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×
G—取10
q=0.464MPa
Q=q×F×
KN =0.525×9×103=4725KN
P=Q/η
=4725÷0.8=5906KN<支架工作阻力6000KN,满足要求
式中:
F—为支架支护面积,F=6×1.5=9m2
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%;
(3)工作面“三机”生产能力配套
工作面生产能力取决于采煤机落煤能力,而刮板输送机、液压支架及转载机、可伸缩带式输送机等设备能力都要大于采煤机的生产能力,国外按大于20%设计。
①采煤机实际生产能力的确定
采煤机实际生产能力:
Qc=60×VC×S×M×γ×K×10-3
=60×4.5×0.8×3.0×1.35×0.95=831.06t/h
式中:
Qc—采煤采煤机的实际生产能力,t/h;
VC—采煤机的实际牵引速度,一般综采为3-4m/min
S—采煤机的截深,0.8m;
M—工作面平均采高,4.5m;
γ—煤的实体容重,1.35kg/m3;
K—工作面采出率。
0.95
②输送机的生产能力
工作面输送机的能力要大于采煤机的实际生产能力,即:
输送机的生产能力:
Qs=(1.1~1.15)Qc
=1.15×831.06=955.7t/h<1000t/h满足要求。
式中:
Qs—工作面输送机的能力,t/h。
③液压支架移架速度
液压支架的移架速度要大于采煤机的实际牵引速度。
液压支架的移架时间包括泵站向支架的供液时间t1(取6s)和操作调整时间t2(取12s)。
液压支架移架速度:
Ve=NB/t
式中:
N—每次移架数目,一般为N=1;
B—每架支架的支护宽度,或架间距m;
t—每次移架时间,或每架移架时间min;
t=t1+t2=18s=O.3min
Ve=1.75/0.3=5.8m/min>4m/min 满足要求
④转载机和可伸缩胶带输送机的能力
其能力应大于工作面正常生产能力。
输送的能力:
Qz=(1.5~3.0)Q
Q=Qb/T
式中:
Qz—转载机和可伸缩胶带输送机的能力,t/h;
Q—工作面日正常生产能力,t/h;
Q
—工作面日产量,t/日;
T—一个循环纯割煤时间,h。
Q=1000/2=500t/h
Q
=500×16=8000t
⑤工作面生产能力:
Qr=NLMBγC
=3.0×220×0.6×8×1.35×95%=3878.28t
Qb>Qr,所以基本满足设计要求。
式中:
L——工作面长度m;
M——采高4.5m ;
B——循环进尺0.6m;
γ——煤的容重,1.35
;
C——工作面回采率95%;
N——每日循环数8;
2.7工作面合理长度的验证
1、从煤层地质条件考虑
该带区内的可采煤层的地质条件较好,无断层,煤层倾角为7.5°,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220m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200万t/a。
正规循环每天进6刀,采煤机滚筒截深为800mm,所以煤层的工作面实际年生产能力为:
330×0.8×6×4.5×220×1.35×0.95=201万t
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,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200m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。
4、从顶板管理及通风能力考虑
该带区的顶板较稳定,工作面可以适当的加长,综采工作面的长度一般在
m,所以选择的工作面的长度为220m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
由于带区走向长为20XXm,除去煤柱宽及巷道宽度,剩余1930m,把每个工作面长度定为220m,1930÷220=8.8,正好布置9个工作面是满足要求的。
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。
2.8循环方式选择及循环图表的编制
循环方式是循环进度和昼夜循环总数。
工作面作业制度、循环方式、作业方式、工序安排及劳动组织最终反映在循环图表上,它包括循环作业图、劳动组织表、技术经济指标表等部分。
采煤工作面采用“三八”工作制,两班采煤一班准备,每班工作8小时,采煤班每班进3刀,检修班进行检修。
编制原则:
(1)出勤的工种必须与循环表中的作业时间相对。
(2)出勤工数必须按国家规定的人员配备,综采队不超过100人。
(3)采煤直接工人包括转载机以内工人,采区人员不在内。
采区主要技术经济指标
表1
工人出勤表
序号
工种
一班(人)
二班(
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