采矿工程专业资料.doc

序论………………………………………………………………………………….4
1.采用航道布置…………………………………………………………………….6
1.1采区储量与服务年限……………………………………………………………6
1.1.1设计生产能力300万t/年……………………………………………………………6
1.1.2采区工业储量、设计可采储量计算…………………………………………………6
1.2采区内在划分…………………………………………………………………………………7
1.2.1拟定工作面长度………………………………………………………………………7
1.2.2工作面生产能力………………………………………………………………………8
1.3拟定采区内准备巷道布置和生产系统…………………………………………………….8
1.3.1拟定采区内准备巷道布置和生产系统………………………………………………8
1.3.2工作面推动位置的拟定………………………………………………………………11
2.采煤工艺设计……………………………………………………………………12
2.1采煤工艺方式的拟定…………………………………………………………12
2.1.1拟定落煤方式………………………………………………………………………12
2.1.2拟定截深……………………………………………………………………………12
2.1.3拟定进刀方式………………………………………………………………………12
2.1.4拟定放煤步距………………………………………………………………………13
2.1.5拟定放煤方式………………………………………………………………………13
2.1.6工作面设备选型……………………………………………………………………13
2.1.7拟定移架方式………………………………………………………………………14
2.1.8拟定支护方式………………………………………………………………………14
2.1.9拟定端头支架………………………………………………………………………14
2.1.10拟定超前支护方式与距离………………………………………………………..14
2.1.11支架高度与强度校核………………………………………………………………15
2.1.12拟定工作面支架的数量……………………………………………………………15
2.1.13采空区解决…………………………………………………………………………15
2.2工作面合理长度拟定………………………………………………………….15
2.2.1煤层地质条件……………………………………………………………15
2.2.2工作面生产能力…………………………………………………………15
2.2.3运送设备…………………………………………………………………15
2.2.4顶板管理………………………………………………………………16
2.2.5经济合理的工作面长度………………………………………………16
2.3采煤工作面作业循环图表的编制………………………………………16
3.课程设计总结……………………………………………………………..17

序论
一、目的
1、 初步应用《采矿学》课程所学的知识，通过课程设计加深对《采矿学》课程的理解。
2、 培养采矿工程专业学生的动手能力，对编写采矿技术文献，涉及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
课程设计条件
采
区
概
况
位置
本采区为某矿的第二采区，该采用沿走向北邻尚未开采的第三采区的边界线，南邻正在开采的边界线
走向长度
1600
倾斜长度
1134
大巷位置
回风石门和运送石门分别在采区一侧边界的+100水平和0水平
运送方式
煤炭运送采用3吨底卸式矿车
井底车场
折返车场
瓦斯等级
相对涌出量6m3/吨日
通风方式
对角式
地表特性

煤层赋存条件
可采煤层数
倾角
厚度
煤岩性质
柱状
厚度M
1
5
见柱状图
泥

10
地质构造
断层
褶曲
火成岩侵入
页岩

3
无
单斜构造
无
粉砂岩

4
其他

砂页岩

6
设计任务

拟定采区采区生产能力300万吨/年的采煤

煤

9
砂岩

10
石灰岩

5

三、课程设计内容
1、采区或带区巷道布置设计；
2、采煤工艺设计及编制循环图表

四、进行方式
学生按设计大纲规定，任选设计题目条件中的煤层倾角条件1或煤层倾角条件2，综合应用《采矿学》所学知识，每个人独立完毕一份课程设计。
设计者之间可以讨论、借鉴，但不得互相抄袭，疑难问题可与指导教师共同研究解决。
本课程设计要对设计方案进行技术分析与经济比较。

1. 采区巷道布置
1.1采区储量与服务年限

1.1.1设计生产能力300万t/年。

1.1.2采区工业储量、设计可采储计算
（1）采区工业储量
Zg=H×L×m× γ (公式1-1)
式中： Zg---- 采区工业储量，万t；
H---- 采区倾斜长度，1134m；
L---- 采区走向长度，1600m；
γ---- 煤的容重 ，1.30t/m3；
m----煤层煤的厚度，为9米；
Zg=1600×1134×9×1.3=2122.848万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---- 采区采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%。
P=30×1600×9×1.3+15×1600×9×1.3+5×2×(1134-15-30) ×9×1.3+（15+9）×6×(1134-15-30) ×9×1.3=280.456万t
ZK2=( Zg-p)×C=(2122.848-280.456)×0.75=1381.794万t

（3）采区服务年限
T= ZK/(A×K) (公式1-3)
式中： T----采区服务年限，a;
A----生产能力，300万t；
ZK----设计可采储量；
K----储量备用系数，取1.3。
T= ZK/(A×K) =1381.794/（300×1.3）=3.6a
取T=4年。
（4）验算采区采出率
（公式1-4）
式中：p----媒柱损失；
Zg-----采区工业储量，万t；

=86.7%≥75%

综上所述： 煤层满足规程采出率规定。

1.2 采区内的再划分

1.2.1拟定工作面长度

由已知条件知：该煤层左右边界各有5m的边界煤柱，上部留 15m煤柱，下部留30m护巷煤柱，故其煤层倾向共有：1134-45=1089m的长度，走向长度1600-10=1590m。地质构造简朴，煤层附存条件较好，瓦斯涌出量小。且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。又知，一般而言，考虑到设备选型及技术方面的因素普采工作面长度为150m到250m，巷道宽度为4m～4.5m,本采区选取4.5m，且采区生产能力为300万t/a，一个厚煤层的一个工作面便可以满足生产规定，采用沿空掘巷方式,巷道间留较小煤柱，取15米，如图1-1：

取区段平巷的宽度为4.5m，留5m小煤墙，则采煤工作面长度为：
L1=b-2q-(2×L2+p) ×(n-1)-2 L2 /n (公式1-5) 式中： L1——工作面长度，m；
L2——区段平巷宽度，m；
b——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；
L1=1600-2×5×(2×4.5+5) ×7-15/7=205.3m取整205m
1.2.2工作面生产能力
Qr = A/(T×1.1) (公式1-6)
式中： A----采区生产能力，300万t/a ；
Qr ----工作面生产能力，t /天；
T----每a正常工作日，300天。
故： Qr = A/（T×1.1） =300/(300×1.1) =9090.9 t。

1.3 拟定采区内准备巷道布置和生产系统

1.3.1拟定采区内准备巷道布置和生产系统

（1）完善开拓巷道
为了缩短采区准备时间并提高经济效益，以及设计的规范规定，次采区只布置集中运送巷与集中回风巷，采用倾斜长臂式条带开采。

（2）拟定巷道布置系统
一方面拟定回采巷道布置方式，由于地质构造简朴，无断层,煤层赋存条件好，无涌水量，瓦斯涌出量较小，无自然发火倾向,直接顶较厚且易跨落。同时为减少煤柱损失，提高采出率，减少巷道维护费用，采用沿空掘巷的方式。采区布置方案分析比较
拟定采区巷道布置系统， 采区内有一层煤，根据走向长度布置7个工作面，根据相关情况初步制定以下三个方案进行比较)：
方案一：双岩石集中巷
将两条集中巷都布置在煤层底板岩石中，轨如图1-2：

方案二：双煤层集中巷
将两条集中巷都布置在煤层中。如图1-3：

方案三：一岩一煤集中巷
将两条集中巷分别布置在煤层的底板和煤层中，运送集中巷布置在距离煤层底板5m处，轨道上山布置在煤层中。如图1-4：

技术经济比较：通过搜集资料获得了几个比较典型的煤矿技术经济费用，如下表。

单价
枣泉煤矿（大型）
灵新煤矿(中型)
红四煤矿（小型）
总价
平均值
掘进费 用
岩石集中巷
1946
1537
1042
4734
1578
煤层集中巷
1459
1204
1050
3744
1248
煤仓
179
146
113
432
144
甩入石门
1532
1198
996
3456
152
维护费用
岩石集中巷
45
40
35
120
40
煤层集中巷
110
95
65
270
90
煤仓
90
80
70
240
80
甩入石门
100
80
60
240
80
辅助费用
煤仓
1098
932
841
2853
951
甩入石门
1100
915
867
2853
951

表1、某矿生产费用表
工程名称
项目名称
掘进费用
维护费用
辅助费用
集中运送巷（元/m)
1578
40

集中回风巷(元/m）
1248
90

煤仓（元/m3）
144
80
951
石门（元/m3）
1152
80
951
表2、掘进费用表
方案

工程名称

方案一
方案二
方案三
单价
工程量
费用
（万元）
工程量
费用
（万元）
工程量
费用
（万元）
岩石上山（m）
1578
1600×1.2×2 =3840
605.95
0.00
0.00
1600×1.2=1920
302.98
煤层上山（m）

1248

0.00

0.00
1600×1.2×2=
3840
479.23
1600×1.2=
1920
239.62
煤仓
(元/m3)

144
1.2×3.14×42×20/0.924×1=
1304.9
18.79
1304.9
18.79
1304.9
18.79
甩入石门(元/m)
1152
1.2×10/0.276×1=
87
10.02
87
10.0.
87
10.02
合计

634.96
508.04
571.41

表3、维护费用表

方案

工程名称

方案一
方案二
方案三
单价
工程量
费用
（万元）
工程量
费用
（万元）
工程量
费用
（万元）
岩石上山（m）
40
3840×4
=15360
61.44
0.00
0.00
1920×4
=7680
30.72
煤层上山（m）
90
0.00
0.00
3840×4
=15360
138.24
1920×4
=7680
69.12
煤仓
(元/m3)
80
1304.9×4
=5219.6
41.76
5219.6
41.76
5219.6
41.76
甩入石门(元/m)
80
87×4
=348
2.76
87
2.76
87
2.76
合计

105.98
182.78
144.38

表4、辅助费用表

方案

工程名称

方案一
方案二
方案三
单价
工程量
费用
（万元）
工程量
费用
（万元）
工程量
费用
（万元）
煤仓
(元/m3)
951
1304.9
124.09
1304.9
124.09
1304.9
124.09
甩入石门(元/m)
951
87
8.27

0.00
0.00
0.00
合计

50.25

2.97
表5、费用总汇表
方 案
费用项目
方案一
方案二
方案三
掘进费用
634.76
508.04
571.41
维护费用
105.98
182.78
144.38
辅助费用
132.36
132.36
132.36
费用总计
873.7
823.18
848.18
百分率
106.14%
100%
103.03%
表6、技术比较表

方案一
方案二
方案三

优 点：
两条集中巷在演示中，巷道稳定，受采掘干扰较小，且维护容易
两条集中巷置在同一煤层中，减少了出矸量，提高了煤炭的生产率，掘进容易
兼有方案一和二的优点与缺陷

缺 点
岩石工程量大，掘进费用高，工期长
维护困难，受采掘影响较大
增长了岩石工程量，减少了生产率，增长了掘进成本

综上技术经济比较所述：
故选择方案二，既经济又能很好的的符合该采区开采条件，双煤集中巷煤层群联合布置的准备方式，

1.3.2工作面推动位置的拟定：

在采区巷道布置中，工作面布置及推动到的位置应以达成采区设计产量安全为准，工作面应推动到距集中巷15处停采线位置处，即为避开采掘影响对上山的影响而留设的15m的护巷煤柱。

2 采煤工艺设计

2.1采煤工艺方式的拟定
由于煤层厚度为9米，属于厚煤层，硬度系数f=2，结构简朴，无断层，瓦斯涌出量较低，故可用综合机械化采煤工艺，进行综采放顶煤开采。

2.1.1拟定落煤方式
采用综合机械化放顶煤开采，双滚筒采煤机直接落煤装煤。

2.1.2拟定截深
(公式2-1) 式中： L----日推动度，m/天；
A0----工作面设计生产能力，t/天 ；
L1----工作面长度，m；
h1----采煤机割煤高度，m；
h2----放煤高度，m；
β----顶煤放出率,取0.8;
α----工作面采出率,对于厚煤层取0.93;
γ----煤得容重,t/m3;
将数据带入可得:

=4.76m
选择滚筒截深800mm,日进六刀。采用“四六制”，三采一准备的工作制度

2.1.3拟定进刀方式
为提高煤炭采出率，选取端部斜切进刀不留三角煤的进刀方式。

图示（端部斜切进刀法）

2.1.4拟定放煤步距

为使放出范围内得顶煤能充足破碎松散，提高采出率，减少含矸率，此工作面放煤步距选用“两刀一放”。

2.1.5拟定放煤方式

选用依次顺序放煤方式，放煤和移架速度快

2.1.6工作面设备选型

工作面设备选型表
序号
设备名称
数量
型号
1
采煤机
1
MG300W
2
液压支架
143
ZFS4400/18/28
3
刮板输送机
2
SCEC-730/400
4
转载机
1
SZZ-764/132
5
破碎机
1
PEM1000×650
6
胶带运送机
1
SSJ1200/3×200M
7
喷雾站
1
XP250/55
8
端头支架
6
ZFS4800/20/30
9
乳化液泵站
1
XRB B-80/35.D
10
磁力启动器
1

11
配电箱

液压支架各参数如下：
序号
参数类型
参数值
序号
参数类型
参数值
1
型号
ZFS4400/16/28
8
中心距
1500mm
2
型式
支撑掩护式
9
外形尺寸
4470×1430×1600mm
3
放煤形式
低位放煤
10
支护强度
0.802—0.829Mpa
4
运煤方式
双输送机运送
11
适应煤层倾角
≤25°
5
高度
1.6---2.8m
12
供液泵压
31.4Mpa
6
工作阻力
4315 kN
13
支架重量
13.5t
7
初撑力
3922 kN
14
设计单位
北京开采研究所

2.1.7拟定移架方式

由于此采区顶板条件好，结构稳定，所以选用依次顺序式的移架方式。这种方式容易保证移架和支护质量，操作简朴，但是移架得速度慢，合用与顶板稳定性好的采煤工作面。

2.1.8拟定支护方式

此工作面采用及时支护方式，采煤机割煤后，先移架后推溜，防止冒顶和片帮。

2.1.9拟定端头支架

根据工作面条件，选择得端头支架为：ZFS4800/20/30。其各项参数如下：

端头支架参数表
序号
参数类型
参数值
序号
参数类型
参数值
1
型号
ZFS4800/20/30
8
中心距
1500mm
2
型式
支撑掩护式
9
外形尺寸
4570×1420×2030mm
3
放煤形式
开天窗
10
支护强度
0.87Mpa
4
运煤方式
双输送机运送
11
适应煤层倾角
≤25°
5
高度
2.03---2.98m
12
供液泵压
31.5Mpa
6
工作阻力
4704 kN
13
支架重量
15.57t
7
初撑力
3920 kN
14
设计单位
北京煤机厂

2.1.10、拟定超前支护方式与距离

超前支护采用金属铰接顶梁支护，超前工作面20米。

2.1.11、支架高度与强度校核

高度校核：
在实际使用中，一般所选用的支架得最大结构高度比采高大200mm，最小高度比最小采高小200---300mm。
已知所选用得支架ZFS4400/16/28的最大结构高度为2.8m，采高为2.6m，则有
△1=2.8-2.5=300mmm≥200m满足规定
△2=1.8-1.6=200mm≥200mm，满足规定；
故所选支架高度满足工作规定。
强度校核：
强度校核公式如下：
P=k×h1×ρ×10-3×g×A/η (公式2-2)
式中：P----顶板对支架得作用力，kN；
k----顶板高度系数，一般取4—8，此采区顶板结构稳定，可取k=6；
h1---工作面采高，m；
ρ---岩石密度,kg/m3；
A----液压支架的有效作用面积，m2；
η---压力有效作用系数，此处取η=0.8；
将各参数值代入则有：
P=6×2.5×2.5×103×10×1.5×5.14×10-3/0.8
=3614.1kN
由于3674.1kN＜4225 kN((支架工作阻力)，因此支架选型满足工作规定。
2.1.12、拟定工作面支架的数量
由于端头支架中心距1.5m，巷道宽度4.5m，则所需端头支架数量为：
N1=4.5×2/1.5=6 架
即需要6架端头支架。
工作面所需支架数量为：
N2=205/1.5=136.7架
取N2=137，即工作面所需液压之间数量为137架
则一个工作面共需要液压支架的数量为：
N=N1+N2=6+137=143架
2.1.13、采空区解决
采用所有垮落法解决采空区，假如较长距离顶板不垮落，则采用强制放顶解决采空区。
2.2 工作面合理长度拟定

2.2.1煤层地质条件
该采区层埋藏稳定，地质构造简朴，无断层，硬度系数f=2，个煤层瓦斯涌出量低，无自然发火倾向，一般普采工作面取180到250由于地质条件比较好，所以此工作面选205m的工作面。
2.2.2工作面生产能力

工作面设计设计设计生产能力为300万/年，正规循环采用天天进6刀，两刀一放。每刀进800mm，一个工作面就可满足采区设计生产力规定。
2.2.3运送设备

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3吨底卸式矿车。

2.2.4顶板管理

该采区顶板较稳定，两刀一放，采用及时支护，可有效控制顶板冒落等不安全因素，采用所有垮落发解决采空区，如长距离顶板不垮落，可采用人工强制放顶的方法解决顶板问题。
2.2.5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， 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，并且易管理，可以加快工作面的推动速度，减少巷道的维护时间，减少回采成本，以达成最优的技术经济效益。

2.3 采煤工作面循环作业图表的编制

表1、循环作业图表(见《工作面布置层面图》)

表2、劳动组织
序 号
工 种
夜班
早班
中班
检修班
合 计
1
班长
2
2
2
2
8
2
采煤机司机
2
2
2
3
9
3
输送机司机
1
1
1
1
4
4
转载机司机
1
1
1
1
4
5
胶带机司机
2
2
2
6
12
6
移架工
2
2
2
2
8
7
端头工
4
4
4
4
16
8
超前支护工
4
4
4
0
12
9
跟班电工
1
1
1
2
5
10
安全质量员
1
1
1
1
4
11
跟班机修工
2
2
2
5
11
12
放煤工
2
2
2
0
6
13
泵站工
1
1
1
2
5
14
送饭工
1
1
1
1
4
合 计
26
26
26
30
108
表3技术经济指标表
序 号
项 目
单 位
数 量
1
煤层厚度
m
9
2
煤层倾角
°
5
3
平均采高
m
9
4
采煤机
台
1
5
液压支架
架
143
6
端头支架
架
2×3=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
1
11
循环进尺
m
0.8
12
日产量
t
9090.9
13
生产方式

三采一准备（四六制）
14
出勤人数
人
108
15
回采工效
t/工
50.5
16
日循环数
个
6
17
采出率

86.7%

3.课程设计总结

这次《采矿学》课程设计在老师的悉心指导下，通过近两个礼拜的时间，我的设计内容所有完毕，心情很是愉悦。在尾声中，我一方面要感谢老师一丝不苟的悉心指导和谆谆教导，此外，也要感谢我院在设计过程中给予帮助的老师们，同时对作图室所有同学表达感谢。
这次设计任务，煤层地质构造条件抱负，煤层平均倾角为5°，生产能力为300万t/a的组合，在设计过程中，充足运用《采矿学》上所学知识，结合煤层构造实际情况，以安全第一和达产为原则，从技术上和经济上着手，设计出了一套在技术上可行，经济上优越的现代化大型矿井煤层群组采区开采方案。
在这次设计过程中，我对工作面布置和回采巷道的设计有了更进一步的理解和结识，学到了很多知识，在以零号图纸为画布手工绘制工作面布置层面图（1：100）和采区巷道布置平面图（1：3000）及其剖面图（1：3000）的过程中，从许多细节问题处达成了很多益处，同时增强了动手能力，使自己得到了又一次很大的锻炼。
在编制课程设计说明书的过程中，对《采矿学》上所学知识又梳理了一遍，对采矿方面的许多专业知识比以前的结识更深了，此设计过程中的图多为手工画图，虽然很辛劳，但是通过这两幅大图的绘制，让我的制图基本功更加的扎实。通过这次课程设计，让我经历了一个矿井从设计到开采的全过程，这将是我以后学习和工作的财富。为我以后的学习和工作有着很大的指导和帮助。
最后再次感谢指导我和帮助过我完毕本次课程设计的老师们，谢谢！