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文檔簡介
目錄
緒論..........................................2
第一章采區(qū)巷道布置.............................5
第一節(jié)采區(qū)儲量與服務年限..........................5
第二節(jié)采區(qū)內的再劃分..............................7
第三節(jié)確定采區(qū)內準備巷道布置及生產系統(tǒng)............9
第二章采煤工藝設計............................14
第一節(jié)采煤工藝方式的確定..........................14
第二節(jié)采煤工作面循環(huán)作業(yè)圖表的編制...............19
設計總結.........................................20
參考文獻.........................................22
附表
緒論
一、設計目的
(-)初步應用《煤礦開采學》課程所學的知識,通過課程設
計,加深對《煤礦開采學》課程的理解。
(二)培養(yǎng)采礦工程專業(yè)學生的動手能力,對編寫采礦技術文
件,包括編寫設計說明書及繪制設計圖紙進行初步鍛煉。
(三)為畢業(yè)設計中編寫畢業(yè)設計說明書及繪制畢業(yè)設計圖紙
打基礎。
二、設計題目
(一)設計題目的一般條件
某礦第一開采水平上山階段某采區(qū)、盤區(qū)或者帶區(qū)自上而下開采
K],七和將煤層,煤層厚度、煤層間距及頂底板巖性見綜合柱狀圖。
該采區(qū)、盤區(qū)或帶區(qū)走向長度2100米,區(qū)內各煤層埋藏平穩(wěn),
埋深較淺,地質構造簡單,無斷層,心煤層屬簡單結構煤層,硬度系
數f=2,4和七煤層屬中硬煤層,各煤層瓦斯涌出量較低,自然發(fā)火
傾向較弱,涌水量也較小。
設計礦井的地面標高為+30m,煤層露頭為-30m。第一開采水平
為該采區(qū)服務的一條運輸大巷布置在L煤層底板下方25m處的穩(wěn)定
巖層中,為滿足該采區(qū)生產系統(tǒng)所需的其余開拓巷道可根據采煤方法
不同由設計者自行決定。
(二)設計題目的煤層傾角條件
1>設計題目的煤層傾角條件1
煤層傾角條件1:煤層平均傾角為8°,階段傾斜長度1200m。
2、設計題目的煤層傾角條件2
煤層傾角條件2:煤層平均傾角為16°,階段傾斜長度1000m。
三、課程設計內容
(一)采區(qū)、盤區(qū)或帶區(qū)巷道布置設計;
(二)采煤工藝設計及編制循環(huán)圖表。
四、進行方式
學生按設計大綱要求,任選設計題目條件中的煤層傾角條件1或
煤層傾角條件2,綜合應用《煤礦開采學》所學的知識,每個人獨立
完成一份課程設計。
設計者之間可以討論、借鑒,但不得相互抄襲,疑難問題可與指
導教師共同研究解決。
本課程設計要對設計方案進行技術分析與開掘工程量和維護費
用比較。
煤層附近地層綜合柱狀圖
柱狀厚度(m)巖性描述
—
灰色泥質頁巖,砂頁巖
8.60
互層
—泥質細砂巖,碳質頁巖
8.40
互層
0.20碳質頁巖,松軟
6.90K1煤層,y=1.30t/m3
灰色砂質泥巖,細砂巖
..............................................................4.20
互層,堅硬
—
7.80灰色砂質泥巖
3.0K2煤層,Y=1.30t/m3
薄層泥質細砂巖,穩(wěn)定
??????-?4.60
灰色細砂巖,中硬、穩(wěn)
..................................................................3.20
定
K3煤層,煤質中硬,
2.20
V=1.30t/m3
豕且角祖g少巖、堅硬、
3.20抗胎1度160-80Mps
OOOOOOOOO
24.68灰色中、細砂巖互層
OOOOOOOOO
第一章采區(qū)巷道布置
第一節(jié)區(qū)儲量與服務年限
1、采區(qū)生產能力選定為120萬t/a
2、采區(qū)的工業(yè)儲量、設計可采儲量促
(1)采區(qū)的工業(yè)儲量
ZK=HXLX(mi+m2+m3)Xy..............(公式1-1)
式中:Zg----采區(qū)工業(yè)儲量,萬t;H----采區(qū)傾斜長度,
1000m;
L——采區(qū)走向長度,2100m;y——煤的容重,
1.30t/m3;
m,——跖煤層煤的厚度,為6.90米;
m2——心煤層煤的厚度,為3.00米;
m3——L煤層煤的厚度,為2.20米;
Z?=1000X2100X(6.9+3.0+2.2)X1.3=3303.3萬t
2*1=1000X2100X6.9義1.3=1883.70萬t
2.2=1000X2100X3.OX1.3=819.00萬t
Zfi3=l000X2100X2.2X1.3=600.6075t
(2)設計可采儲量
ZK=(Zg-P)xc...................................(公式
1-2)
式中:ZK——設計可采儲量,萬t;
Zg----工業(yè)儲量,萬t;
P----永久煤柱損失量,萬t;
C——采區(qū)采出率,厚煤層不低于75%,中厚煤層不低于
80%,薄煤層不低于85%,地方小煤礦不低于70%。本設計條件下Ki
煤層取75%,也和L煤層取80%。
永久保護煤柱:(采區(qū)邊界永久煤柱損失量和上山煤柱損失。
采區(qū)兩邊邊界保護煤柱取10米,采取上部邊界煤柱取20米,保護煤
柱下部邊界取30米保護煤柱;上山之間煤柱取20米保護煤柱,上山
兩側煤柱各取30米保護煤柱)
P產[20X2100+30X2100+10X2X(1000-20-30)+30X2X
(1000-20-30)+20X(1000-20-30)]X6.9X1.3=179.4萬t
P2=(50X2100+100X950)X3.OX1.3=78.0萬t
P,=(50X2100+100X950)X2.2X1.3=57.2萬t
ZK1=(Z^.-P.)XG=(1883.70-179.4)X0.75=1278.23萬t
ZK2=(Zg2-P2)XC?=(819.00-57.2)X0.80=609.44萬t
ZK3=(Zg3-P3)XC3=(600.60-57.2)X0.80=434.72萬t
設計可采儲量為:ZK=ZKI+ZK2+ZK3=12為.23+609.44+434.72=2322.39
萬t
(3)采區(qū)服務年限
T=ZK/AXK................................................................................................
(公式1-3)
式中:T----采區(qū)服務年限,a;
A----采區(qū)生產能力,120萬t/a;
ZK----設計可采儲量,2322.39萬t;
K——儲量備用系數,取1.4。
T尸ZKI/AXK=1278.23萬t/(120萬tX1.4)=7.61a
T2=ZK2/AXK=609.44萬t/(120萬tX1.4)=3.63a
T:i=ZK3/AXK=434.72萬t/(120萬tX1.4)=2.59a
T=T,+T2+T3=13.83a,取14年。
(4)、驗算采區(qū)采出率
1)、對于K1厚煤層:
C,=(Zgl-Pl)/ZB1...................................(公式1-4)
式中:C,-----采區(qū)采出率,%;
Zgl——人煤層的工業(yè)儲量,萬t;
Pi----心煤層的永久煤柱損失,萬t;
=
Ci(Zgi-Pi)/Zgi
=(1883.70-179.4)/1883.70=90.48%>75%滿足要求
2)、對于心中厚煤層:
C2=(Zg3-p3)/Zg3.................................................
…(公式1-5)
式中:C2----采區(qū)采出率,%;
Z82——人煤層的工業(yè)儲量,萬t;
P2----4煤層的永久煤柱損失,萬t;
Cz=(Zg2—P2)/Zg2
=(819.00-78.0)/819.00=90.48%>80%滿足要求。
3)、對于人中厚煤層:
C3=(Zg3""P3)/Zg3.................................................
…(公式1-6)
式中:C:!----采區(qū)采出率,%;
ZB3——K3煤層的工業(yè)儲量,萬t;
P3----K3煤層的永久煤柱損失,萬t;
C3=(Zg31P3)/ZB3
=(600.60-57.2)/600.60=90.48%>80%滿足要求。
第二節(jié)采區(qū)內的再劃分
1、確定采煤工作面長度
由于采用的煤層左右邊界各有10m的邊界煤柱,上部留有20nl防水煤
柱,下部留有30m護巷煤柱,故其煤層傾向共有1000-50=950m的長
度,走向長度2100-30X2-20-10X2=2000m。又由于區(qū)內各煤層
埋藏平穩(wěn),埋深較淺,地質構造簡單,無斷層,瓦斯涌出量較低,
自然發(fā)火傾向較弱,涌水量也較小,且現代采煤工作面有加長的趨勢,
故該礦井設計為綜合機械化程度高的現代化礦井,考慮到設備選型及
技術方面的因素綜采綜采工作面長度為180-250m,巷道寬度為
4m-4.5m,本采區(qū)選取4.5m,且采區(qū)生產能力為120萬t/a,一個工
作面便可以滿足生產要求。
心采煤工作面采取放頂煤方式生產,合理的工作面長度應是在一
個生產班內能將工作面內的頂煤全部放完。據此原則,工作面長度可
以用下列式表示:
L=n(T/t)Bn=192m
式中:L---------工作面長度,m;
n--------同時放煤支架數;
T--------每班工作時間,min;
t----------每架支架放煤所需時間,min;
B-------支架寬度,m;
H-------每班工作時間利用率。
?。簄=2,B=l.5m,T,n=320min,t=5min
故本采區(qū)采煤工作面長度定為192m。
2、確定采區(qū)內工作面數目
回采工作面是沿傾斜方向布置,沿走向推進,采用走向長壁采煤
法。
工作面數目:N=(L-So)/(l+lo).........................(公式
1-7)
式中:L-----煤層傾斜方向長度(m);
So——采區(qū)邊界煤柱寬度(m);
1------工作面長度(m);
lo-----回采巷道寬度,本處取4.5m。
N=(1000-30-20)/(192+9)=4.73,取5。
故確定采區(qū)內工作面數目為5個。
3、工作面生產能力
Q,.=A/(TX1.1)..........................................
(公式1-8)
式中:A----采區(qū)生產能力,120萬t/a;
Q,——工作面生產能力,萬t;
T——每年正常工作日,330天。
故:Qr=A/(TX1.1)=120/(330X1.1)=3305.78t
4、確定采區(qū)內同采工作面數及工作面接替順序
目前開采準備系統(tǒng)的發(fā)展方向是高產高效生產集中化,采用提高
工作面單產,以一個工作面產量保證采區(qū)產量,所以定為采區(qū)內一個
工作面生產。以K1煤層為例,5個區(qū)段工作面接替順序,采用下行開
采順序。
對于K1煤層:
1101停1102
1103采1104
1105線1106
110780m1108
11091110
K1煤層工作面接替順序:
1101—1102—1103fli04-1105fli06-1107—1108f
1109f1110
注:箭頭表示回采工作面的接替順序。
第三節(jié)確定采區(qū)內準備巷道布置及生產系統(tǒng)
1、完善采區(qū)開拓巷道
為了減少煤柱損失提高采出率,利于滅災并提高經濟效益,根據
所給地質條件及采礦工程設計規(guī)劃,在第一開采水平中,把為該采區(qū)
服務的運輸大巷和回風大巷均布置在k煤層底板下方25m的穩(wěn)定巖
層中,回風大巷布置在采區(qū)上部邊界。
2、確定采區(qū)巷道布置方案及方案分析比較
首先確定回采巷道布置方式,由于地質構造簡單,煤層賦存條件
好,涌水量較小,瓦斯涌出量較小,直接頂較厚且易跨落,同時為減
少煤柱損失,提高采出率,降低巷道維護費用,采用沿空掘巷的方式。
因此采用工作面布置圖所示工作面接替順序,就能彌補沿空掘巷時工
作面接替復雜的缺點。
確定采區(qū)巷道布置系統(tǒng),采區(qū)內有3層煤,每一層都布置5個工
作面,根據相關情況初步制定以下兩個方案進行比較:
方案一:兩條巖石上山
在距L煤層底板15m處巖石中布置兩條巖石上山,一條為運輸
上山,另一條為軌道上山,兩上山層位有一定差距,使其分別聯(lián)結兩
翼的區(qū)段;平巷不交叉;石門聯(lián)系各煤層。通風路線:新風從階段運
輸大巷~采區(qū)主石門一采區(qū)下部車場一軌道上山一中部甩車場一區(qū)
段軌道集中平巷一區(qū)段聯(lián)絡巷道一區(qū)段運輸平巷~工作面一區(qū)段回
風平巷~回風石門一階段回風大巷。
方案二:兩條煤層上山
在K3煤層中布置一條軌道上山一條運輸上山,通風路線:新風
從階段運輸大巷-采區(qū)主石門-采區(qū)下部車場-軌道上山-中部甩車場-
區(qū)段軌道集中平巷-區(qū)段聯(lián)絡巷道-區(qū)段運輸平巷-工作面-區(qū)段回風
平巷-回風石門-階段回風大巷。
方案三:一煤一巖上山
在距L煤層底板15m處巖石中布置一條巖石運輸上山,在K3煤
層中布置另一條軌道上山,石門聯(lián)系各煤層。通風路線:新風從階段
運輸大巷一采區(qū)主石門一采區(qū)下部車場一軌道上山一中部甩車場一
區(qū)段軌道集中平巷一區(qū)段聯(lián)絡巷道f區(qū)段運輸平巷一工作面f區(qū)段
回風平巷f回風石門一階段回風大巷。
技術經濟比較:
表1-6技術比較表
方案一方案二方案三
兩條上山均布置兩條上山均布置兼有方案一和二
優(yōu)點:在巖石中,巷道穩(wěn)在同一煤層中,降的優(yōu)點,維護較容
定,受采掘干擾較低了出砰量,提高易
小,且維護容易了煤炭的生產率,
掘進容易
巖石工程量大,掘維護困難,受采掘增加了巖石工程
缺點進費用高,工期長影響較大量,降低了生產
率,增加了掘進成
本
表上7掘進費用表
方案方案一方案二方案三
單價工程量費用工程量費用工程量費用
工程名稱(萬(萬(萬
元)元)元)
巖石上山1578950X1.2359.780.000.00950X1.2=179.89
(m)X2=22801140
煤層上山950X1.2284.5950X1.2=146.38
(D1)12480.000.00X2=41140
2280
煤倉1.2X3.1470.50.000.001.2X3.1423.5
(元/m9144X42X15/X42X5/0.9
0.924X5=24X5
4893.506=1631.796
甩入石門11521.2X10/050.10.000.000.000.00
阮/m).276X5=
434.8
合計480.34284.54349.76
表1-6維護費用表
方案一方案二方案三
方
案單價工程量費用工程量費用工程量費用
(萬(萬元)(萬
工程名稱元)元)
巖石上山402280X16109.440.000.00950X1645.60
(m)=36480=15200
煤層上山900.000.002280X328.32950X16136.80
(m)16=15200
=36480
煤倉8093.6X1611.980.000.0031.2X1619.968
(%/m3)=1497.6=2496
甩入石門80434.8X1655.70.000.000.000.00
(元/m)=6956.8
合計236.64380.16294.528
表1-6費用總匯表
方案方案一方案二方案三
費用項目
掘進費用480.34284.54349.76
維護費用177.07328.32202.37
費用總計657.41612.86552.13
百分率119.07%111.00%100%
綜合上述經濟技術比較可見,一煤一巖上山所用費用比較低,而
且隨著我國巷道錨噴技術的提高的維護能都祈禱很好的效果,此外,
本例中K3煤層頂地板效果比較好,易于維護,所以采用一煤一巖上
山采區(qū)聯(lián)合布置方式。
3、確定回采巷道的布置方式
已知采區(qū)內各煤層埋藏平穩(wěn),地質構造簡單,無斷層,同時,各
煤層瓦斯涌出量較低,自然發(fā)火傾向較弱,涌水量也較小。因此有利
于綜合機械化作業(yè),可以充分發(fā)揮綜采高產高效的優(yōu)勢。同時,為減
小煤柱損失,提高采出率。綜合考慮各種因素,采用單巷沿空掘巷方
式,區(qū)段間留設5米小煤柱。
在采區(qū)巷道布置平面圖內,工作面布置和推進的位置應以達到采
區(qū)設計產量及安全為準,所以設計工作面推進到距采區(qū)上山30米處
的位置,即為避開采掘超前影響所留設的30m護巷。
4、確定采區(qū)內上、下區(qū)段相鄰工作面交替期間同時生產時的通風系
統(tǒng)
通風系統(tǒng)簡圖
5、采區(qū)車場選型
(1)采區(qū)上部車場形式選擇
由于該采區(qū)煤層傾角為16°,為緩傾斜煤層,絞車房距總回風
巷的距離較近,故采區(qū)上部車場選用雙道變坡順向平車場。其優(yōu)點是
車輛運行順當,凋車方便,回風巷短,通過能力大;缺點是車場巷道
斷面大,不宜維護。
(2)采區(qū)中部車場形式選擇
本采區(qū)生產能力大,煤層傾角為16°,軌道上山布置在距煤層
底板15m的巖石中,故選用中部車場的形式為雙道起坡不設高低道甩
入石門的中部甩車場,其斜面線采用一次回轉方式。該車場特點是提
升牽引角小,鋼絲繩磨損小,操車方便,斜面線路短,有利于減少提
升時間,但交岔點長,對開鑿維護不利。
(3)采區(qū)下部車場形式選擇
由于該采區(qū)煤層傾角為16°,上山通常提前下扎,并在大巷底
板變平,底板圍巖條件較好,因此選用大巷裝車頂板繞道式下部車場。
其優(yōu)點是車場布置緊湊,工程量省,調車方便,但繞道出口交岔點距
裝車站近,線路布置困難,繞道維護條件較差。
第二章采煤工藝設計
第一節(jié)采煤工藝方式的確定
1、以K1煤層為對象設置采煤工藝
由于K1煤層屬簡單結構煤層,硬度系數f=2,各煤層瓦斯涌出
量較低,自然發(fā)火傾向較弱,涌水量也較小,無斷層,且煤層厚度為
6.9m,屬于厚煤層,故可用綜合機械化采煤工藝,放頂煤采煤法。綜
采放頂煤工作面“四六”制作業(yè)形式,即三班采煤,一班準備。
工作面回采工藝流程為:采煤機向上割煤、移架一采煤機向下裝
煤一推移刮板輸送機一斜切進刀一推移刮板輸送機。放頂煤和割煤交
叉作業(yè),同時進行。
2、工作面的設備選用國產綜采設備。
采煤機型號MGT375/750
采高2.3~4.2m
截深600mm
適應傾角aW25°
外形尺寸(長義寬義高)4505mmX1350mmX1483mm
牽引型式液壓無鏈
滾筒中心距1488mm
牽引力350KN
電壓1140v
機重40噸
牽引速度0?6.5m/min
制造廠太原礦山機器集團有限公司
3、采煤與裝煤
(1)選定落煤方式
采用綜合機械化放頂煤開采,雙滾筒采煤機直接落煤裝煤。
(2)確定截深
首先根據采區(qū)的設計生產能力確定每天的推進長度,其次確定截
深。
V=Qr/(LlXhXaXy).......................公式2T
式中:v----日推進度,m/天;
Qr——工作面設計生產能力,t/天(已算出3305.58t);
L1----工作面長度,m;
h----煤層厚度m;
a——工作面采出率,對于厚煤層取0.93;
Y------煤的容重,t/m3;
將數據帶入可得:
V=3305.78/(192X6.9X0.93X1.3)
=2.06m/d
選擇滾筒截深600mm,割兩刀放一次頂煤,每天正規(guī)循環(huán)6刀,
采用“四六制”,三采一準備的工作制度。
(3)確定進刀方式
為了合理利用工作時間,提高效率,采用端頭斜切煤進刀割三角
方式,雙向割煤。
進刀過程如下:
a.當采煤機割至工作面端頭時,其后的輸送機槽已移近煤壁,
采煤機機身處留有一段下部煤;
b.調換滾筒位置,前滾筒降下、后滾筒升起、并沿送機移直;
c.再調換兩個滾筒上、下位置,重新返回割煤至輸送機機頭處;
d.將三角煤割掉,煤壁割直后,再次調換上、下滾筒,返程正
常割煤。
(4)確定采放比
選用采煤機割煤高度為2.6m,放煤高度平均為4.3m,采放比為
1:1.65o
(5)確定放頂步距
據《采礦工程設計手冊》,一般情況下,當采用小截深(0.5?0.6m)
時,割兩刀放一次頂煤,放煤步距為2倍的采煤機截深。故本設計割
兩刀放一次頂煤,放頂步距為0.6X2=1.2m。
(6)確定放煤方式
單輪、間隔、多口放煤。這種方式工藝簡單,便于工人掌握,并
可在實踐中逐步提高采出率。
4、運煤
工作面采用可彎曲刮板輸送機運煤,運輸平巷采用轉載機和膠帶
運輸機運煤。
前部刮板輸送機型號SGZ-764/500
出廠長度200m
運輸能力1100t/h
電動機型號KBKYSS-680-250/125-4/8
電機功率2X250/125
電機電壓1140
刮板間距1080mm
制造廠張家口廠
后部刮板輸送機型號SGZ-764/400
出廠長度200m
運輸能力900t/h
電動機型號KBKYSS-100/200-8/4
電機功率2X100/200
電機電壓1140
刮板間距920mm
制造廠張家口廠
5、選擇支護
(1)支架選擇
以設備選用配套原則為基礎并結合采煤工作面采煤能力具體情
況,工作面采用支撐掩護式液壓支架支護,從《采礦設計手冊》選用
如下設備:
液壓支架型號ZZPF4800/17/33
放煤形式雙輸送機、低位放煤
高度1.7—3.3m
中心距15m
工作阻力4800KN
支護強度0.65Mpa
重量15.98t
生產廠家北京煤機廠
(2)確定移架方式
因為此采區(qū)頂板條件好,結構穩(wěn)定,且采用及時支護方式,每天
推進6刀,所以選用分組間隔交錯式的移架方式。這種方式移架速度
快,能滿足采煤機快速牽引的需要,適用于頂板較穩(wěn)定的高產綜采面。
(3)確定支護方式
K1煤層屬簡單結構煤層,硬度系數f=2,頂板有7.81n厚的灰色
砂質泥巖,采高為3.0m,為防止片幫和冒頂,選用及時支護方式進
行支護。
(4)確定端頭支架
由于巷道寬4.5m,而架寬為1.5m,因此選3架,左右兩端共需6
架。從《采礦設計手冊》選用如下設備:
端頭支架型號ZTF6500/19/32
工作阻力6577KN
初撐力6157KN
支護強度
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