[工學]礦井開采課程設計實例及設計格式

1、礦井開采課程設計 說 明 書  姓 名：班 級：學 號：指導老師：日 期：年 月 日 目 錄 前言第一章 采區(qū)巷道布置第一節(jié) 采區(qū)儲量與服務年限 第二節(jié) 采區(qū)內(nèi)的再劃第三節(jié) 確定采區(qū)內(nèi)準備巷道布置及生產(chǎn)系統(tǒng) 第二章 采煤工藝設計第一節(jié) 采煤工藝方式的確定第二節(jié) 工作面合理長度的確定第三節(jié) 采煤工作面循環(huán)作業(yè)圖表的編制附 表           前言一、目的 1、初步應用礦井開采課程所學的知識，通過課程設計加深對礦井開采課程的理解。2、培

2、養(yǎng)采礦工程專業(yè)學生的動手能力，對編寫采礦技術(shù)文件，包括編寫設計說明書及繪制設計圖紙進行初步鍛煉。3、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、設計題目三、課程設計內(nèi)容礦井開采課程設計 河南理工大學安全學院 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(chǎn)能力選定為150萬t/a2、采區(qū)的工業(yè)儲量、設計可采儲量 (1) 采區(qū)的工業(yè)儲量Zg=H×L×(m1+m2+m3)× (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； - 煤的容重 ，1.30t/m3； m1

3、- K1煤層煤的厚度，為6.9米；m2- K2煤層煤的厚度，為3.0米；m3- K3煤層煤的厚度，為2.2米；Zg=1000×2100×(6.9+3.0+2.2)×1.3=3303.3萬t/aZg1=1000×2100×6.9×1.3=1883.70萬tZg2=1000×2100×3.0×1.3=819.00萬tZg3=1000×2100×2.2×1.3=600.60萬t (2) 設計可采儲量 ZK=(Zg-p)×C (公式1-2)式中：ZK- 設計可采儲量, 萬t

4、； 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，厚煤層可取75%，中厚煤層取80%，薄煤層85%。本設計條件下取80%。Pm1=30×2×2100×6.9×1.3+15×2×(1000-30×2)×6.9×1.3=138.32萬tPm2=30×2×2100×3.0×1.3+15×2×(1000-30×2)×3.0×1.3=73.34萬t Pm3=30×2×2100

5、15;2.2×1.3+15×2×1000-30×2)×2.2×1.3=52.17萬tP- 上下兩端永久煤柱損失量，左右兩邊永久煤柱損失量，萬t； ZK1=( Zg1-p1)× C1=(1883.70-183.32)×0.75=1275.29萬tZK2=( Zg2-p2)× C2=(819.00-73.34)×0.80=596.53萬tZK3=( Zg3-p3)× C3=(600.60-52.17)×0.80=438.74萬t(3)采區(qū)服務年限T= ZK/A×

6、;K (公式1-3)式中： T- 采區(qū)服務年限，a; A- 采區(qū)生產(chǎn)能力，150萬t； ZK- 設計可采儲量，2315.7萬t； K-儲量備用系數(shù)，取1.3。T1= ZK1/A×K=1275.29萬t/(150萬t ×1.3)=6.54a T2= ZK2/A×K=596.53萬t/(150萬t ×1.3)=3.06aT3= ZK3/A×K=438.74萬t/(150萬t ×1.3)=2.25a T= T1+ T2 +T3 =11.85a ，取12年。 (4)、驗算采區(qū)采出率1、對于K1厚煤層:C1=(Zg1-p1)/Zg1 -(公式1

7、-4)式中： C1-采區(qū)采出率，% ； Zg1 - K1煤層的工業(yè)儲量，萬t ； p1 - K1煤層的永久煤柱損失，萬t ，取Zg1×6% ； C1=(Zg1-p1)/Zg1 =（1000×2100×6.9×1.3-（30×2×2100×6.9×1.3+15×2×(1000-30×2)×6.9×1.3）/1000×2100×6.9×1.3= 92.66% > 75%滿足要求2、對于K2中厚煤層：C2=(Zg3-p3)/Zg3 (公

8、式1-5)式中 ：C2-采區(qū)采出率，% ；Zg2-K2煤層的工業(yè)儲量，萬t ；P2- K2煤層的永久煤柱損失，萬t ，取Zg2×4% ；C2=(Zg2-p2)/Zg2=（1000×2100×3.0×1.3）-（30×2×2100×3.0×1.3+15×2×(1000-30×2)×3.0×1.3）/ 1000×2100×3.0×1.3= 91.05%> 80%滿足要求3、對于K3中厚煤層：C3=(Zg3-p3)/Zg3 (公式1-5

9、)式中： C3-采區(qū)采出率，% ； Zg3-K3煤層的工業(yè)儲量，萬t ；P3 - K3煤層的永久煤柱損失，萬t ，取Zg3×4% ；C3 =(Zg3-p3)/Zg3=（(1000×2100×2.2×1.3)-（30×2×2100×2.2×1.3+15×2×（1000-30×2)×2.2×1.3）/1000×2100×2.2×1.3 =91.31% > 80%滿足要求 第二節(jié)采區(qū)內(nèi)的再劃1、確定工作面長度放頂煤工作面長度的確定應主要

10、考慮頂煤破碎、頂煤放出和減少煤炭損失等三個因素的影響。頂煤破碎主要取決于支承壓力及頂板活動的作用，由工作面長度對支承壓力及礦壓顯現(xiàn)的影響分析可知，工作面長度不得少于80m，但工作面長度大于200m以后，其變化趨于緩和。合理的工作面長度應是在一個生產(chǎn)班內(nèi)能將工作面內(nèi)的頂煤全部放完。據(jù)此原則，工作面長度可以用下列式表示：L=n(T/t)B=175m式中：L-工作面長度，m； n-同時放煤支架數(shù)； 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; -每班工作時間利用率。取：n=2, B=1.5m, T·=300min , t= 5min2、確定采區(qū)內(nèi)工作面

11、數(shù)目回采工作面是沿傾斜方向布置，沿走向推進，采用走向長壁法開采。工作面數(shù)目： N=(L-S0)/(l+l0) (公式1-4)式中：L - 煤層傾斜方向長度(m)；S0 - 采區(qū)邊界煤柱寬度(m)；l - 工作面長度(m)；l0 - 回采巷道寬度，因采用綜采，故 l0取5(m)。 N=(1000-30×2)/(175+10) =5.08，取5.3、工作面生產(chǎn)能力Qr = A/T×1.1 (公式1-5)式中：A-采區(qū)生產(chǎn)能力，150萬t/a ；Qr -工作面生產(chǎn)能力，萬t ；T-每年正常工作日，330天。故： Qr = A/T×1.1 =150/330×1.

12、1 =4132.23 t4、確定采區(qū)內(nèi)同采工作面數(shù)及工作面接替順序生產(chǎn)能力為150萬t/a,且工作面生產(chǎn)能力為4132.23t。目前開采準備系統(tǒng)的發(fā)展方向是高產(chǎn)高效生產(chǎn)集中化，采用提高工作面單產(chǎn)，以一個工作面產(chǎn)量保證采區(qū)產(chǎn)量，所以定為采區(qū)內(nèi)一個工作面生產(chǎn)。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 區(qū)段1001002區(qū)段2001002區(qū)段3001002區(qū)段4001002區(qū)段5001002圖1 K1工作面接替順序圖對于K1布置一個綜放工作面便可以滿足生產(chǎn)設計的要求。K1煤層：區(qū)段1（001-002）區(qū)段2（001-002）區(qū)段3（001-002）區(qū)段4（001-002）區(qū)

13、段5（001-002）(說明：以上箭頭表示方向為工作面推進順序。)第三節(jié) 確定采區(qū)內(nèi)準備巷道布置及生產(chǎn)系統(tǒng)1、完善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(jīng)濟效益，根據(jù)所給地質(zhì)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K3煤層底板下方25m的穩(wěn)定巖層中，兩巷水平間距相距961.26m 。2確定巷道布置系統(tǒng)及采區(qū)布置方案分析比較 首先確定回采巷道布置方式，由于地質(zhì)構(gòu)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1所示工作面接替順序

14、，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(nèi)有3層煤，每一層都布置5個工作面，根據(jù)相關(guān)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K3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(jié)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。該方案的特點是：巖石工程量大，掘進費用高，聯(lián)絡石門長，但維護條件好，維護費用低，有利于通風，運輸能力大。  

15、  方案二：一煤一巖上山在距K3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。該方案的特點是：節(jié)省了一條巖石上山，相對減少了巖石工程量，但軌道上山不易維護，維護費用高，需要保護煤柱。 經(jīng)濟技術(shù)比較：表1-1 巷道硐室掘進費用方案 工程名稱 方案一方案二單價(元)工程量費用(萬元)單價(元)工程量費用(萬元)上山(m)15781.2×1000189.361

16、2841.2×1000154.08聯(lián)絡巷(m)11521.2×54.42×430.09-合計2730 1461.22 219.45-154.08表1-2 巷道及硐室維護費方案 工程名稱 方案一方案二單價(元)工程量費用(萬元)單價(元)工程量費用(萬元)上山(m)401.2×1000×2096.00901.2×1000×20216.00聯(lián)絡巷(m)801.2×54.42×4×2041.79-合計 12029224.32137.79-216.00&

17、#160;表1-3 井巷輔助費 方案工程名稱 方案一方案二單價(元)工程量費用(萬元)單價(元)工程量費用(萬元)上山(m)-聯(lián)絡巷(m)9511.2×54.42×4×2024.84-合計 9515224.32 24.84- 表1-4 費用匯總表 方 案總費用方案一方案二掘進(萬元)219.45154.08維護(萬元)137.79216.00井巷輔助費(萬元)24.840合計(萬元)382.08370.08 方案一：巖石工程量達，掘進費用高，聯(lián)絡石門長，但維護條件好，維護費用低，有利于通風，運輸能力大方案二：節(jié)省了

18、一條巖石上山，相對減少了巖石工程量，但軌道上山不易維護，維護費用高，需要保護煤柱。由此可見，一煤一巖上山不但節(jié)省了費用，而且具有超前探煤作用。隨著我國巷道錨噴技術(shù)的提高對煤巷的維護能夠起到很好的效果，另外，本例中K3煤層頂?shù)匕逍Ч容^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。巷道布置情況見巷道布置圖、采區(qū)巷道平面圖、剖面圖，以K1煤層為例 。3 確定工作面回采巷道布置方式及工作面推進終點位置回采巷道布置方式.：單巷沿空掘巷掘進方式。分析：已知采區(qū)內(nèi)各煤層埋藏平穩(wěn)，地質(zhì)構(gòu)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)揮棕

19、采高產(chǎn)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，采用單巷沿空掘巷掘進方式。這種方式掘出的巷道正處在應力降低區(qū)，即好維護又提高了采出率，有取代沿空留巷的趨勢。說明：在采區(qū)巷道布置平面圖內(nèi)，工作面布置和推進的位置應以達到采區(qū)設計產(chǎn)量及安全為準。工作面推進到距回風大巷30米處的位置，即為避開采掘超前影響所留設的30m護巷。附采區(qū)巷道及設備布置平面、剖面圖(比例11000或12000)。第二章 采煤工藝設計第一節(jié) 采煤工藝方式的確定1、選第一煤層，即K1煤層為對象設置采煤工藝。由于K1煤層厚度為6.9m，屬于厚煤層，硬度系數(shù)f=2，結(jié)構(gòu)簡單，無斷層，故可用綜合機械化采煤工藝，放頂

20、煤采煤法。綜采放頂煤工作面“三八”制作業(yè)形式，即兩班采煤，一班準備。采煤機截深為0.6m，割兩刀放一次頂煤，放煤步距為1.2m。采煤機割煤高度為2.6m放煤高度平均為4.3m，采放比為1：1.65。工作面回采工藝流程為：采煤機向上割煤、移架采煤機向下裝煤推移刮板輸送機斜切進刀推移刮板輸送機。放頂煤河割煤交叉作業(yè)，同時進行。2、綜采工作面的設備選用國產(chǎn)設備。3、采煤與裝煤(1)落煤方式與采煤機的選擇采用綜合機械化采煤，雙滾筒采煤機直接落煤和裝煤。依據(jù)采區(qū)的設計生產(chǎn)能力確定工作面每天的推進度為：選擇采煤機的滾筒截深為600mm，每天正規(guī)循環(huán)推進六刀，每個循環(huán)0.600m，可滿足每天至少推進2.90

21、米的要求。根據(jù)煤層的實際情況，經(jīng)查采礦設計手冊，選用采煤機。 (2)進刀方式： 為了合理利用工作時間，提高效率。采用端頭斜切割三角煤進刀方式，雙向割煤。(3)采放比=1:1.65(4)放頂步距：割兩刀放一次頂煤，放頂步距0.6×2=1.2m。據(jù)采礦工程設計手冊，一般情況下，當采用小截深(0.50.6m)時，割兩刀放一次頂煤，放煤步距為2倍的采煤機截深。(5)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(1)工作面采用可彎曲刮板輸送機運煤，運輸平巷采用轉(zhuǎn)載機和膠帶運輸機運煤。工作面可彎曲刮板輸送機型號：SGD630/180(2)以

22、設備選用配套原則為基礎并結(jié)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： (3)移架方式由于采用及時支護方式，而且工作面每天推進6刀，故選擇順序移架方式進行移架。順序移架方式移架速度快，能滿足采煤機快速牽引的需要，適用于頂板比較穩(wěn)定的高產(chǎn)工作面。（4）支護方式：由于K2煤層屬中硬煤層，頂板有7.8m厚的灰色砂質(zhì)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。（5）工作面的支架需求量:由n = L / E式中： n 工作面支架數(shù)目，取整數(shù)； L 工作面長度，m； E 架中心距； 得： n= （175+5+5）/1.5=122.33，

23、取123架。(6)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：PDZ（掩護式） (7)超前支護方式和距離由于采用綜采工藝開采，支撐壓力分布范圍為2030m，峰值點距煤壁前方 5-15m,所以超前支護的距離為20m。選用單體支柱和金屬鉸接頂梁支護。 (8）校核支架的強度和高度校核高度經(jīng)查采礦設計手冊得到：在實際使用中，通常所選用的支架的最大結(jié)構(gòu)高度比最大采高大200mm左右，即： Hmax = Mmax+0.2m；最小結(jié)構(gòu)高度應比最小的采高小250350mm，即：Hmin= Mmin-(0.2 50.35)m已知選用的 Z

24、ZS600017/37 支撐掩護式液壓支架的最大結(jié)構(gòu)高度為3.7m>（3.0+0.2）m，滿足要求。支架的最小結(jié)構(gòu)高度為1.7m<2.2-(0.2 50.35)m，滿足要求。校核強度由q=K×M××g×10-6 式中： q 支護強度，Mpa；K 作用于支架上的頂板巖石厚度系數(shù)，取6； M 采高，m； 巖石密度，取 2.5×103Kg/m3; g 取10N/Kg。 q=6×3.0×2.5×103×10×10-6=0.45Mpa 由Q=q×F×103KN 式中：F為支架支護面積，F(xiàn) = 5.725×1.450 = 8.30m2 Q=0.45×8.30×103=3735 KN由P = Q / 式中：P 支架的工作阻力，KN； Q 支架的有效工作阻力，KN； 支架的支撐效率，取80% P=3735÷0.8=4688.75 KN <支架工作阻力6000 KN， 滿