采矿工程课程设计—采区部分1

一、目的1、初步应用《采煤学》课程所学的知识，通过课程设计加深对《采煤学》课程的理解。2、培养采矿工程专业学生的动手能力，对编写采矿技术文件，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。设计题目某矿第一开采水平上山阶段某采区自下而上开采k1、k2和k3煤层，煤层厚度、间距及顶底版岩性见综合柱状图。该采区走向长度2100m，倾斜长度1000m，采区内各煤层埋藏平稳，平均倾角12度,地质构造简单，无断层，k1煤层较松软,k2和k3属于中硬煤层,是简单结构，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区服务的一条运输大巷布置在k3煤层下方25m的稳定岩层中,为满足生产系统所需的其余开拓巷道可根据采煤方法的不同中由同学自行决定.第一章采区巷道布置第一节采区储量与服务年限1、采区的生产能力采区生产能力选定为150万t/a2、计算采区的工业储量、设计可采储量1.采区工业储量由公式Zg=H*S*(m1+m3)*r(公式1-1)式中Zg-----采区工业储量，万tH------采区倾斜长度，1000mS-------采区走向长度，2100mr--------煤的容重，1.30t/m3mi------第i层煤的厚度，6.9+3.0+2.2=12.1mZg=1000*2100*12.1*1.3=3303.3(万t)2.设计可采储量设计可采储量Zk=（Zg-p）*C(公式1-2)式中：Zk------设计可采储量,万tZg------工业储量，万tp--------永久煤柱损失，万tC---------采区采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%。说明：p可取其为工业储量的10%来计算，即p=10%*ZgZk=（3303.3-3303.3*10﹪）*80﹪=2378.38万t3.采区服务年限由T=Zk/（A*k）………(公式1-3)式中：T———采区服务年限，a;A——采区生产能力，150万t；Zk——设计可采储量，2378.38万tK——储量备用系数，取1.4T=2378.38/(150*1.4)=11.33a4.验算采区采出率a.对于k1中厚煤层：C=(Zg1-p1)/Zg1……(公式1-4)C———采区采出率，%；Zg1———k1煤层的工业储量，万t；p1———k1煤层的永久煤柱损失，万t；说明：采区边界保护煤柱取5m，停采煤柱取30m，区段煤柱5m.Zg1=1000*2100*6.9*1.3=1883.7万tp1=(30+10)*1000*6.9*1.3+5*5*2100*6.9*1.3=118.88万tC=(Zg1-p1)/Zg1=（1883.7-118.88）/1883.7=93%75%满足要求b.对于K2中厚煤层：C=(Zg2-p2)/Zg2……(公式1-5)C———采区采出率，%；Zg2———k2煤层的工业储量，万t；P2———k2煤层的永久煤柱损失，万t；说明：K2煤层与K1煤层相同。Zg2=2100*1000*3*1.3=819万tP2=（30+10）*1000*3*1.3+5*5*2100*3*1.3=36.075万tC=(Zg3-p3)/Zg3=（819-36.075）/819=95.6%80%满足要求c.对于K3中厚煤层：C=(Zg2-p2)/Zg2……(公式1-5)C———采区采出率，%；Zg3———k3煤层的工业储量，万t；P3———k3煤层的永久煤柱损失，万t；说明：K3煤层的保护上山煤柱一侧取30米，其余与K1煤层相同。Zg3=2100*1000*2.2*1.3=600.6万tP3=（60+10）*1000*2.2*1.3+5*5*2100*2.2*1.3=35.035万tC=(Zg3-p3)/Zg3=（600.6-35.035）/600.6=94%80%满足要求第二节采区内的再划分1.确定工作面长由已知条件知：该煤层倾向共有：1000m的长度。且采煤工艺选取的是较先进的综采，一次采全高放顶煤法，由《采煤学》所学知识得知，综放工作面长度一般为130m—190m，巷道宽度为4m～4.5m,本题目选取4.5m，且采区生产能力为150万t/a，一个中厚煤层的一个区段便可以满足生产要求，最终选定6个区段，区段煤柱选为5m,故工作面长度为：L=1000/6-4.5*2-5=153(m)取5m的整数倍，所以取L=150m2.确定工作面生产能力采区生产能力的基础是采煤工作面的生产能力，采煤工作面的生产能力取决于煤层厚度、工作面长度和推进度。一个采煤工作面的生产能力可由下式计算：A0=L采*V0*m*γ*C……(公式1-5)式中：A0————工作面生产能力，万t/a;L采————工作面长度；m，V0————工作面推进度.综采面年推进度可达1000—2000m，取1200m。γ——煤容重，t/m3C——工作面采出率，一般为0.93—0.97，取0.93A0=L采*V0*m*γ*C=150*1200*6.9*1.3*0.93=150.2万t3．确定采区内工作面数目及接替顺序由于采区生产能力为150万t/a,且工作面生产能力为150.2万t,对于K1煤层布置一个工作面便可满足生产要求（由于所选采煤机截深为630mm，一天共进7刀，故工作面生产能力为：0.63*7*150*6.9*1.3*0.93*300=165万t），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：表1.1所示：对于k1煤层，其厚度为6.9m,布置一个综放工作面便可以满足生产要求。对于3.0m的K2煤层和2.2m的K3煤层采取两个工作面同时生产，以满足生产要求。K1煤层开采顺序：10102→10101→10104→10103→10106→10105→10108→10107→10110→10109→10112→10111K2煤层开采顺序：（10201，10203）→（10202，10204）→（10205，10207）→（10206，10208）→（10209，10210）→（10211，10212）K3煤层开采顺序：（10301，10303）→（10302，10304）→（10305，10307）→（10306，10308）→（10309，10310）→（10311，10312）说明：以上箭头表示方向为工作面推进顺序，括号内为同采工作面。第三节确定采区准备巷道布置及生产系统1．确定采区内准备巷道布置根据题目所选条件，完善采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k3煤层底板下10m处，轨道上山布置在煤层中。方案二两条煤层上山布置，两条上山均布置在k3煤层中方案三两条岩石上山布置，两条上山均布置在k3煤层底板下方10m处3.可行性方案选择（1.）技术因素比较综观以上三种方案，由于双煤上山服务年限较长，巷道维护困难，因此否决方案二。（2.）经济因素比较（2.1）运输上山掘进费用：两方案相同（2.2）轨道上山掘进费用：方案一：1000*（1284+776）=206万元方案三：1000*（1578+776）=235.4万元（2.3）区段运输石门掘进费用：方案一：151*（1152+716）=28.2万元方案三：104*（1152+716）=19.4万元（2.4）采区上部车场掘进费用：两方案相同（2.5）采区绞车房掘进费用：两方案相同（2.6）运输上山维护费用：两方案相同（2.7）轨道上山维护费用：方案一1000*90=9万元方案三1000*30=3万元（2.8）区段运输石门维护费用：方案一151*80=1.2万元方案三104*80=0.8万元（2.9）运输上山运输费用：两方案相同（2.10）轨道上山运输费用：两方案相同各方案总计费用（相同工程项目除外）：方案一244.4万元方案三258.6万元从如上的经济比较中，可以看出一煤一岩上山所需的总费用要比双岩上山所需的总费用要少，因此在经济上更加合理，沿煤层掘进具有超前探煤作用。同时我国的煤巷支护技术也有了很大的提高，尤其是锚喷支护技术，完全可以满足煤层上山的需要。综合考虑以上因素，可采用在K3煤层中布置轨道上山，在K3煤层下方10m处布置运输上山。即：选中一煤一岩上山方式布置生产系统。3．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。4．在采区巷道布置平面图内，工作面布置及推进的位置应以达到采区设计产量为准。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，在上山附近留30m的停采煤柱。煤层适合综采一次采全高放顶煤。k2，k3煤层一次采全高。5．K1煤层上、下区段交替期间同时生产的通风系统如图1.1图1.1通风系统图(见下页)6．采区上、中、下部车场选型采区上部车场选用单道顺向平车场；采区下部车场选用大巷装车顶板绕道式，由于煤层倾角为12。，而且顶底板围岩稳定，所以选用该形式的车场。采区中部车场该采区开采近距离煤层群，轨道上山布置在底板岩石中，倾角为12°，向区段石门甩车。轨道上山和石门内均铺设600mm轨距的线路，轨形为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高低道。斜面线路布置采用一次回转方式。第二章采煤工艺设计第一节采煤工艺方式的确定1.选第一煤层，即k1煤层为对象设置采煤工艺。且k1煤层厚度为6.9m，属于中硬煤层，故可用综合机械化采煤一次采全高放顶煤工艺。2.选用国产设备经查《采矿设计手册》得知：根据煤层的实际情况，选用MG880WD采煤机，参数如下：采高1.8～3.7m适应煤层硬度f=1～3煤层倾角≤35°截深630mm滚筒直径1.6m牵引式无链牵引力532KN牵引速度0～7m/min滚筒中心距8180mm机身高度1499mm卧底量200mm该滚筒采煤机由鸡西煤机厂制造。2.采煤与装煤落煤方式：采用双滚筒采煤机直接落煤。进刀方式：斜切进刀，双向割煤。采放比：由经验可知，采放比在1：1~3之间为合理，故取采3m放3.9m。采放比为：1：1.3。截深：采煤机截深选为630mm。上下缺口长度：20~25m。放煤步距：由于顶煤厚度较大，则放煤步距采用两采一放。放煤方式：单轮、间隔、多口放煤。（实践证明：该方式丢煤少，混矸少，又易于实现高产高效，故采用。）3.运煤运煤选用SGZ—764/500型可弯曲刮板输送机。SGZ—764/500型可弯曲刮板输送机技术特征表：4、支护与处理采空区k1煤层厚度6.9m，煤层结构简单，因此为减少煤柱损失，采用综放回采工艺。为提高煤的冒放性和采出率，减少煤层，并考虑到矿压和煤层倾角较大时的支架稳定性，放顶煤支架选择低位双输送机ZFS5200—17/32型，其技术特征如下表：5、架中心距：1.5m6、移架方式有依次顺序、分组交错和成组整体顺序式三种。且由于分组交错式，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。故选用分组交错式。7．支护方式由于k1煤层f=2，为防止片帮和冒顶，因此选用及时支护。8．端头支架经查《采矿设计手册》得到：PDZ端头支架（掩护式），支架参数如下：支撑高度1.6～3.8工作阻力9000KN初撑力7070KN支护强度0.51Mpa该支架由郑州煤机厂制造。9．超前支护方式和距离由于采用综放开采，支撑压力分布范围大，峰值点距煤壁前方5-15m,分布范围10-30m，所以超前支护的距离为25m。选用单体支柱和金属铰接顶梁支护。铰接顶梁的长度为1200mm。10．计算工作面的支架需求量N=L*E式中：N————工作面支架数目，取整数；L————工作面长度，m；