《煤矿开采学》课程设计分析.docx
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《煤矿开采学》课程设计分析
前言……………………………………………………2
第一章带区巷道布置……………………………………4
第一节带区储量与服务年限………………………4
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…………10
第四节带区下部车场线路设计…………………13
第二章采煤工艺设计……………………………14
第一节采煤工艺方式的确定……………………14
第二节工作面合理长度的验证…………………16
第三节采煤工作面循环作业图表的编制……………17
课程设计总结…………………………………………22
参考文献…………………………………………………22
前言
一、课程设计的性质、目的和任务
1.设计的性质
《煤矿开采技术》是煤矿开采技术专业学生必修的一门专业理论课程。
课程设计是在高年级学生学完《煤矿开采技术》课程后的一次集中式的综合设计,是一次重要的实践性教学环节。
2.设计的目的和任务
初步应用《煤矿开采技术》课程所学的知识,通过课程设计加深对《煤矿开采技术》课程的理解,培养煤矿开采技术专业学生的动手能力,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、课程设计的主要内容
1、设计题目的一般条件(下例为假想矿井)
某矿第一开采水平上山阶段某采(带)区自下而上开采K1、K2和K3煤层,煤层厚度、层间距及顶底板岩性见综合柱状图。
该带区走向长度3000m,倾斜长度1100m,采(带)区内各煤层埋藏平稳,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煤层属于中硬煤层,各煤层瓦斯涌出量较低,自然发火倾向较弱,涌水量也较小。
设计矿井的地面标高为+30m,煤层露头为-30m。
第一开采水平为该采(带)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,为满足该采(带)区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。
2、设计题目的煤层倾角条件
(1)设计题目的煤层倾角条件:
煤层平均倾角为7°
设计采(带)区综合柱状图
柱状
厚度(m)
岩性描述
8.60
灰色泥质页岩,砂页岩互层
------------
8.40
泥质细砂岩,碳质页岩互层
-----------------
0.20
碳质页岩,松软
6.9
K1煤层,γ=1.30t/m3
4.20
灰色砂质泥岩,细砂岩互层,坚硬
----------
---
7.80
灰色砂质泥岩
4.20
K2煤层,γ=1.30t/m3
------------
4.60
薄层泥质细砂岩,稳定
………………………。
3.20
灰色细砂岩,中硬、稳定
2.20
K3煤层,煤质中硬,γ=1.30t/m3
。
。
。
。
。
。
。
。
3.20
灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度60~80MPa
。
。
。
。
。
。
24.68
灰色中、细砂岩互层
设计说明书内容
此次课程设计选择带区准备方式进行设计,煤层平均倾角为7°,生产能力为120万t/a。
第一章采(带)区巷道布置
第一节采区或带区储量与服务年限
一、采区或带区生产能力选定为120万t/a。
二、计算采区或带区的工业储量、设计可采储量;
(1)采(带)区工业储量:
由Zc=H×L×(m1+m2+m3)×γ(公式1-1)
式中:
Zc—采(带)区工业储量,万t;
H—采(带)区倾斜长度,1100m;
L—采(带)区走向长度,3000m;
γ—煤的容重,1.30t/m3;
m1—K1煤层煤的厚度,为6.9m;
m2—K2煤层煤的厚度,为4.2m;
m3—K3煤层煤的厚度;为2.2m;
Zc=1100×3000×(6.9+4.2+2.2)×1.3=5705.7万t
K1煤层工业储量:
Zc1=1100×3000×6.9×1.3=2960.1万t
K2煤层工业储量:
Zc2=1100×3000×4.2×1.3=1801.8万t
K3煤层工业储量:
Zc3=1100×3000×2.2×1.3=943.8万t
则矿井工业总储量为:
Zc总=2960.1+1801.8+943.8=5705.7万t
(2)采(带)区设计可采储量的计算
采(带)区可采储量(Z)是带区设计的可以采出的储量,故
(公式1-2)
式中P—保护工业场地、井筒、井田边界、河流、湖泊、建筑物等留置的永久煤柱损失量。
C—采出率;厚煤层不低于0.75;中厚煤层不低于0.8;薄煤层不低于0.75。
a.P值的确定:
考虑安全因素,需要保留上部防水煤柱与下部护巷煤柱各30m;保留矿井左右两边界安全煤柱各20m;煤层倾角7°,属于缓斜煤层,适合采用带区式开采,故不留中部停采线煤柱。
所以
b.C值的确定:
查煤层厚度相关资料:
薄煤层<1.3m;中厚煤层,1.3m-3.5m;厚煤层,>3.5m。
故该带区煤层群K1煤层6.9m为厚煤层,取C值为0.75;K2煤层4.2m为厚煤层,取C值为0.75;K3煤层2.2m为中厚煤层,取C值为0.8。
所以
则矿井设计的可采储量:
Z=2070.9936+1260.6048+704.33792=4035.93632万t
三、计算带区的服务年
带区的服务年限
(公式1-3)
式中
所以
取整
,即此采(带)区的服务年限为24年。
四、验算带区回采率
采出率
的验算
采出率是指工业储量中,设计或实际采出的那一部分储量,约占工业储量的比例,以百分数表示。
采出率
(公式1-4)
国家对采区采出率的要求:
厚煤层大于等于75%,中厚层大于等于80%,薄煤层大于等于85%。
则:
,满足要求;
,满足要求;
,满足要求。
第二节采区或带区内的再划分
一、确定采煤工作面长度。
该煤层倾向共有1100m的长度,走向有3300m长度。
且采煤工艺选取的是倾斜分层倾斜长壁下行垮落采煤法(K1、K2分两层,K3一层)。
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,煤层附存条件较好,瓦斯涌出量小,另外现代工作面长度有加长趋势,且采煤工艺选取的是较先进的综采。
结合我国实际情况以及考虑到设备选型及技术方面的因素,综采工作面长度一般为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120万t/a,一个中厚煤层的一个工作面便可以满足生产要求。
采用沿空掘巷方式,巷道间留较小煤柱,取5米。
采煤工作面长度为:
(公式1-5)
式中:
L—工作面长度,m;
L0—区段平巷宽度,为4.5m;
H—采区倾向长度,为1100m;
q—采区上下边界预留煤柱宽度,为30m;
P—护巷煤柱宽度,5m;
n—区段数目,个;
L=[1100-2×30-5×(n-1)-4.5×2×n]/n又L
(180,250)
则3.96 二、确定带区内的工作面数目 (公式1-6) 式中N—工作面数目,个; H—采区倾向长度,为1100m; Q—采区上下边界预留煤柱宽度,为2×30=60m; L—工作面长度,为195m; L0—区段平巷宽度,为4.5m; 带入数值得: 取5,所以工作面数目为5 三、确定工作面生产能力 (1)工作面生产能力的计算 机采面日生产能力 (公式1-7) 式中 ; ; ; ; ; ; ; ; 本设计首选综采工艺。 考虑到煤层条件: 煤层赋存稳定、倾角较缓,且综采面选取端部进刀。 所以确定综采面双滚筒采煤机的工作方式为往返一次割两刀,也叫做“穿梭割煤”。 查询《矿山机械与设备》及《煤矿开采设计手册》可知,取截深 。 设计按“四班倒”原则进行,且三班工作,一班准备,所以日班工作时间为 。 考虑到工作面的检修速度和质量,取采煤机日开机率 。 综采面采煤机的进刀方式选取滚筒钻入法进刀,故工作面端部斜切进刀长度 ,且反向操作和进刀所需时间也可认为 。 目前大部分采煤机工作时的牵引速度为 ,现取采煤机割煤时的牵引速度 。 由于综采面双滚筒采煤机的工作方式为穿梭割煤,即为双向割煤,所以可以认为 。 因此单个机采面日生产能力的公式可近似简化为 (公式1-8) 由此式可知,机采面日生产能力随采高的不同而变化。 所以对于煤层工作面,其机采面日生产能力为: 对于K1煤层: 对于K2煤层: 对于K3煤层: (2)工作面生产能力的验算 验算公式 (公式1-9) 式中A—采区生产能力,120万t/a; Qr—工作面生产能力,t/天; T—每年正常工作日,330天。 所以 t 此验算的结果,对于K1煤层小于其计算结果,所以按上述的劳动力分配情况可以实现120万t/a的带区设计生产能力要求;对于K2,K3需要采取两个工作面同时回采,以满足生产要求。 四、确定区内同采工作面数目及工作面接替顺序 该矿共三层煤,分别为K1、K2、K3;煤层回采顺序为: K1→K2→K3;其中K1、K2分两层(F1、F2),K3为一层,每一层煤回采顺序为: F1→F2;共五个区段(E1、E2、E3、E4、E5),开采顺序为: E1→E2→E3→E4→E5;由工作面生产能力计算可知: 对于K1煤层布置一个工作面便基本可满足生产要求,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。 其具体回采顺序如下表所示: K1煤层: F1[E1(01)→E2(02)→E3(03)→E4(04)→E5(05)]→F2[E1(06)→E2(07)→E3(08)→E4(09)→E5(10)] K2煤层: F1[E1(1、2)→E2(1、2)→E3(1、2)→E4(1、2)→E5(1、2)]→F2[E1(1、2)→E2(1、2)→E3(1、2)→E4(1、2)→E5(1、2)] K3煤层: E1(1、2)→E2(1、2)→E3(1、2)→E4(1、2)→E5(1、2) 说明: 以上箭头表示方向为工作面推进顺序,小括号内为同采工作面,中括号内为同采层。 第三节确定采(带)区内准备巷道布置及生产系统 一、根据所选题目条件,完善采(带)区所需要的开拓巷道; 带区准备方式优点,不需要开掘上山,大巷掘出后便可以掘顺槽、开切眼和必要的硐室车场,因此巷道系统简单;运输系统环节少,费用低,系统简单,运输设备、数量和辅助人员少;工作面长度可保持等长,对综合机械化非常有利;受断层影响小;技术经济效果显著,国内实践表明,在工作面单产、巷道掘进率、采出率、劳动生产率和吨煤成本等几项指标方面,都有显著提高和改善。 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煤层底板下方25m的稳定岩层中。 二、确定带区巷道布置方式 就巷道位置而言,本设计将运输大巷、回风大巷都设在两煤层下端的岩层中。 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,把为该带区服务的运输大巷和回风大巷均布置在K 煤层底板下方25m的稳定岩层中,两巷水平间距相距961.26m。 带区内各煤层埋藏平稳,地质构造简单,无断层,中硬,急斜,中厚煤层,采空区压力较小,沿着上覆岩层已垮落稳定的采空区边缘进行掘进,有利于区段平巷在掘进和生产期间的维护,所以选择区段无煤柱护巷,沿空掘巷,即沿着已采工作面边缘掘进区段平巷。 三、带区布置方案分析比较 1、确定带区内准备巷道布置 根据题目所选条件,完善带区所需的开拓巷道及准备巷道。 还需两条上山。 2、布置上山数目、位置及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k 煤层底板下10m处,轨道上山布置在煤层中。 方案二: 两条岩石上山布置,两条上山均布置在k 以下的岩层中。 3、可行性方案选择: 表1-3-1巷道以及硐室的掘进费用表 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)*1578*2=303 煤层上山 (1000-40)*1284=123.3 0 回风石门 44.8/sin160*1152=18.7671 44.8/sin160*1152=18.7671 区段石门 29.8/sin160*1152=12.4834 29.8/sin160*1152=12.4834 变电所 (2.25*4+2.5*4+π/4*42)*144=0.4886 (2.25*4+2.5*4+π/4*42)*144=0.4886 绞车房 (2.75*3.5+π/4*42)*162=0.3593 (2.75*3.5+π/4*42)*162=0.3593 带区煤仓 π/4*82*32*144=29.6616 π/4*82*32*144=29.6616 总费用 334.5 364 表1-3-2巷道以及硐室的维护费用表 项目 方案 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=95.1 0 回风石门 44.8/sin16*80*29.76=38.7853 44.8/sin16*80*29.76=38.7853 区段石门 29.76*29.8/sin16*80=25.7992 29.76*29.8/sin16*80=25.7992 变电所 62*30*29.76=5.5353 62*30*29.76=5.5353 带区煤仓 1.2*2824*0.6*0.381=0.0774 1.2*2824*0.6*0.381=0.0774 总费用 196.96 132.97 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K 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。 四、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。 在带区巷道布置平面图内,工作面布置及推进的位置应以达到带区设计产量为准。 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边界煤柱。 煤层适合综采一次采全高放顶煤。 K2、K3煤层一次采全高。 第四节采区车场的设计 五、带区上、中、下部车场选型 带区上部车场选用单道顺向平车场; 带区下部车场选用大巷装车顶板绕道式,由于煤层倾角为70。 ,而且顶底板围岩稳定,所以选用该形式的车场。 第二章采煤工艺设计 第一节采煤工艺方式的确定 一、选第一煤层,即K1煤层为对象设置采煤工艺。 K1煤层厚度为6.9m,属于中硬煤层,故可用倾斜分层倾斜长壁下行垮落采煤法。 二、由于设备资料来源的原因,选用国产综采设备。 根据煤层的实际情况,经查《矿山机械与设备》,选择采煤机。 采煤机的型号为: MG300—W 采高: 2.1-3.7m 适应煤层硬度: 1-3 煤层倾角: α≤350 截深: 800mm 滚筒直径: 1600mm 卧底量: 464mm 牵引方式: 齿轨——销轨型无链牵引 牵引力: 196KN 牵引速度: 0—10.3m/min 滚筒中心距: 6120mm 电机功率: 200kw 总质量: 41吨 制造厂: 武汉煤矿机械厂 三、采煤与装煤 (1)落煤方式 本设计首选综采工艺。 考虑到煤层条件: 煤层赋存稳定、倾角较缓,且综采面选取端部进刀。 所以确定综采面双滚筒采煤机的工作方式为往返一次割两刀,直接落煤,也叫做“穿梭割煤”。 (2)确定截深 选取MG300—W型号采煤机,其截深确定为800mm。 (3)进刀方式 进到方式采用滚筒钻入法进刀。 过程如下: 采煤机割煤至工作面端部距终点位置3~5m时停止牵引,但滚筒继续旋转;开动千斤顶推移支撑采煤机的输送机槽;滚筒边钻进煤壁边上下或左右摇动,直至达到额定截深并移直输送机;采煤机割煤至工作面端头,可以正常割煤。 四、运煤 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。 (1)工作面可弯曲刮板输送机型号: SGZ—730/264 适用条件: 缓倾斜2.5~4.8m综采工作面 出厂长度: 200米 运输能力: 600吨/h 刮板链形式: 双边链 紧链形式: 液压马达紧链器 电动机型号: DSB—90 电机功率: 2×132kw 电机电压: 1140V 总质量: 200吨 中部槽规格: 1500×730×220毫米 制造厂: 山东新泰天龙机械厂 (2)转载机型号: SZD—730/160 适用条件: 中厚煤层 出厂长度: 140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: 西北厂 五、支护方式 由于煤层煤质中硬,为防止片帮和冒顶,所以选用及时支护方式,选用FJ4*457-1.64/3.5支撑掩护式支架。 六、处理采空区 采用全部垮落法处理采空区,如果较长距离顶板不垮落,则采用强制放顶处理采空区。 第二节工作面合理长度的验证 一、煤层地质条件 该带区煤层埋藏稳定,地质构造简单,无断层,属简单结构煤层,煤层属中厚煤层,各煤层瓦斯涌出量低,无自然发火倾向,涌水量小,我国实际情况以及考虑到设备选型及技术方面的因素,缓斜煤层综采工作面长度L的合理取值围: 当煤层采高小于1.3m时,L=120~150m;采高1.3~3.5m时,L=150~240m;采高3.5~4.5m时,L=120~180m。 工作面采高在1.3~3.5m范围内,故选择工作面长度L=150~240m。 由第一章计算可知该工作面长度为195m。 二、工作面生产能力 工作面设计生产能力为120万吨/年,根据工作面生产能力的计算,可以达到设计要求。 三、运输设备及管理水平 采区工作面生产所选用的设备均为国内先进的生产设备,工作面选用刮板输送机能满足工作面的运输要求。 四、顶板管理及通风能力 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150~240,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。 五、经济合理的工作面长度 工作面的合理长度与地质因素和技术因素的关系十分密切,直接影响工作面的生产效率,现在煤矿都向“一矿一井一面”的高产高效集中化方向发展,一个工作面就可满足采区,甚至是一个矿井的设计生产能力需要。 合理的工作面长度不仅生产成本低,而且易管理,可以加快工作面的推进速度,减少巷道的维护时间,降低回采成本,以达到最优的技术经济效益。 第三节采煤工作面循环作业图表的编制 一、循环作业图表的编制 表2-3-1循环作业图表 二、相关工种及出勤人数,参照教学例题和现场经验安排如下: 表2-3-2工作面劳动组织表 序号 工种 夜班 早班 中班 检修班 合计 1 管理人员 2 2 2 2 8 2 采煤机司机 3 3 2 4 12 3 输送机司机 1 1 1 3 6 4 转载机司机 1 1 1 3 6 5 胶带机司机 1 1 1 6 9 6 移架工 8 8 6 4 26 7 超前维护工 5 5 4 6 20 8 跟班电工 1 1 1 6 9 9 运料工 6 6 10 安全质量员 1 1 1 1 4 11 跟班机修工 2 2 2 5 11 12 送饭工 1 1 1 3 合计 26 26 22 47 120 三、工作面主要经济技术指标如下表: 表2-3-3工作面主要经济技术指标表 序号 项目 单位 数量 1 煤层厚度 m 6.9 2 煤层倾角 7° 7° 3 平均采高 m 3.5 4 采煤机 台 1 5 液压支架 架 129 6 端头支架 架 6 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 0.63 12 日产量 t 3534.04t 13 生产方式 三采一准(四六制) 14 出勤人数 人 120 15 回采工效 t/工 45.29 16 日循环数 个 9 四、设计图纸的内容(附图) 倾斜分层倾斜长壁下行垮落采煤法综采巷道布置图(图一) 倾斜分层倾斜长壁下行垮落采煤法综采工作面布置图(图二) 五、附表 1、井巷掘进直接费 2、井巷辅助费 3、井巷维护费 表2-3-4费用单价表 序号 项目 单价 数量 1 井巷掘 进直接 费 岩石上山 元/m 1578 2 沿煤上山 元/m 1284 3 岩石平巷 元/m 1152 4 煤层平巷 元/m 831 5 采区变电所 元/m3 144 6 采区煤仓 元/m3 144 7 采区绞车房 元/m3 162 表2-3-5费用单价表 项目 井深(m) 单位 300 400 500 700 井 巷 辅 助 费 大巷 元/m 1073 1605 1296 1524 上山 元/m 1164 1302 1407 1605 岩石平巷 元/m 951 1065 1149 1347 煤仓 元/m 951 1065 1149 1347 硐室 元/m3 171 183 195 252 生 产 经 营 费 通风 元/ 0.415 0.427 0.480 0.67
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