《煤矿开采学》课程设计.docx
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《煤矿开采学》课程设计
河南工程学院《煤矿开采学》
课程设计
**矿**采（带）区120万吨/年生产能力设计
学生姓名：
李想
学号：
73
学院：
安全工程学院
专业班级：
煤矿开采技术1332
专业课程：
煤矿开采学
指导教师：
赵新涛
2015年1月11日
《煤矿开采学》课程设计任务书
题目**矿**采（带）区120万吨/年生产能力设计
专业煤矿开采技术班级1332
一设计题目
**矿**采（带）区120万吨/年生产能力设计。
二设计时间
2014年12月29日——2015年1月11日
三设计资料
详见本课程设计大纲。
四完成的任务
（1）设计内容：
采（带）区巷道布置、采煤工艺设计、设计图纸。
（2）提交课程设计报告。
五成果要求
文字格式要求
主标题：
三号字、居中、宋体、加黒，段后为自动。
正文：
全文宋体、小四号字、段前段后0、行间距1.5，首行缩进2个字符（包括各级标题）。
编码：
采用中式“一、二、三、…
（一）
（二）（三）…1．2．3．…
（1）
（2）（3）…①②③…”编码形式，不得采用自动生成格式。
其中“一、
（一）”做为标题，加黒，单独成行。
“1．
（1）”可以做标题，也可以不做标题，如果做标题，需单独成行，做还是不做标题，均不需要加黒。
图表：
图表文字及说明等均采用五号宋体。
表格要有表头（表头包括表号、表名），表头在表的上面并居中加黑。
图要有图号、图名，在图的下面并居中，不需加黒。
公式：
采用公式编辑器编写，要规范，必要时要编号，编号要写在公式的尾部。
装订：
A4纸打印，加封面，左侧装订。
封面：
封面装订，也可以粘贴在学生“课程作业”的档案袋表面。
图纸要求（需要制图的情况）
本设计绘制一张大图（二号图纸）：
采（带）区巷道布置平面图和（1：
2000）剖面图（1：
2000）。
设计图纸四周各留20mm的边框线，右下角留出标题栏。
凡设计图中已有内容，说明书中都可以不画。
指导教师签名：
2015年1月11日
目录
前言····································2
第一章采区巷道布置······························4
第一节采区储量与服务年限···························4
第二节 采区内的再划分·····························6
第三节确定采区内准备巷道布置及生产系统···················7
第四节采区煤仓设计······························10
第二章 采煤工艺设计····························15
第一节采煤工艺方式的确定··························15
第二节工作面合理长度的确定·························20
第三节采煤工作面循环作业图表的编制····················21
小结·······································24
参考文献·····································25
前言
课程设计内容
1、设计题目的一般条件（假象矿井）
某矿第一开采水平上山某采（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。
该采（带）区走向长度2500米，倾斜长度1000米，采（带）区内各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，K1和K2煤层属简单结构煤层，硬度系数f=2，各煤层瓦斯涌出量也较小。
设计矿井的地面标高为+30米，煤层露头为-30米。
第一开采水平为该采（带）区服务的一条运输大巷布置在K3煤层底版下方25米处的稳定岩层中，为满足该采（带）区生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
煤层倾角条件：
煤层平均倾角为25°
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，=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
3.0
K2煤层
-----------------------------------------
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，=1.30t/m3
。
。
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。
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。
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3.20
灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度60—80Mps
。
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。
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。
。
。
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。
。
。
。
24.68
灰色中、细砂岩互层
第一章.采区巷道布置
第一节．采区储量与服务年限
1．因采区生产能力选定为120万t/a
2．采区的工业储量、设计可采储量
（1）采区的工业储量
Zc=H×L×M×γ（公式1-1）
式中：
Zc----采区工业储量，万t；
H----采区倾斜长度，1000m；
L----采区走向长度，2500m；
γ----煤的容重，1.30t/m3；
M----煤的厚度，K1,K2,K3煤层厚度分别为M1=6.9米,M2=3.0米,M3=2.2米；
则
Zc1=1000×2500×6.9×1.3=2242.5万t
Zc2=1000×2500×3.0×1.3=975万t
Zc3=1000×2500×2.2×1.3=715万t
Zc=Zc1+Zc2+Zc3=3932.5万t
（2）设计可采储量
Ⅰ计算永久煤柱损失
P=[S×2×L+B×2×（H-S×2）]×M×γ（公式1-2）
S----采区上下边界煤柱宽度
B----采区左右边界煤柱宽度
H----采区倾斜长度，1000m；
L----采区走向长度，2500m；
γ----煤的容重，1.30t/m3；
M----煤的厚度，K1,K2,K3煤层厚度分别为M1=6.9米,M2=3.0米,M3=2.2米；
K1,K2,K3煤层永久煤柱损失分别为P1,P2,P3
则
P1=[30×2×2500+20×2×（1000-30×2）]×6.9×1.3=168.28万t
P2=[30×2×2500+20×2×（1000-30×2）]×3.0×1.3=73.16万t
P3=[30×2×2500+20×2×（1000-30×2）]×2.2×1.3=53.65万t
P=P1+P2+P3=295.09万t
Ⅱ设计可采储量
Z=（Zc-P）×C（公式1-3）
式中Z----设计可采储量,万t；
Zc----工业储量，万t；
P----永久煤柱损失量，万t；
C----采区采出率，K1为厚煤层可取75%，K2,K3为中厚煤层取80%。
则
Z1=（Zc1-P1）×C1=（2242.5-168.28）×0.8=1659.38万t
Z2=（Zc2-P2）×C2=（975-73.16）×0.9=811.66万t
Z3=（Zc3-P3）×C3=（715-53.65）×0.9=595.22万t
Z=Z1+Z2+Z3=3066.26万t
（3）采区服务年限
T=Z/A×K——（公式1-4）
式中T----采区服务年限，a;
A----采区生产能力，120万t；
Z----设计可采储量，万t；
K----储量备用系数，取1.4。
T=Z/A×K=4080.7/（120×1.4）=24.2a
（4）、验算采区回采率
C=（Zc-p）/Zc-----（公式1-5）
式中C-----采区回采率，%；
Zc----煤层的工业储量，万t；
P----煤层的永久煤柱损失，万t；
C1=（Zc1-P1）/Zc1=（2242.5-168.28）/2242.5=92.50%>75%满足要求.
C1=（Zc2-P2）/Zc2=（975-73.16）/975=92.50%>80%满足要求
C1=（Zc3-P3）/Zc3=（715-53.65）/715=92.50%>80%满足要求
第二节采区内的再划分
1、确定工作面长度
确定工作面长度主要考虑的因素有地质条件，煤层厚度，设备性能，巷道布置等，该采区内煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，煤层瓦斯涌出量较小，且采煤工艺选取的是较先进的综采，在煤矿生产实践中，工作面长度有加长趋势，考虑到设备选型及技术方面的因素综采工作面长度为150～240m。
Ⅰ、确定煤柱尺寸
为使巷道保持良好状态，防止采空区矸石冒落及保证生产安全，需在采区四周留有一定范围的采区煤柱，煤柱尺寸大小与煤层上的压力及煤体本身强度有关，综合已知条件及所选用的采煤方法，在采区左右边界各留20m的边界煤柱，上部留30m防水煤柱，下部留30m护巷煤柱，采区内不再留这类煤柱。
Ⅱ,确定工作面长度
有上可知，煤层倾向共有1100-60=1040m的长度，走向长度3000-40=2960m。
地质构造简单，煤层赋存条件较好，瓦斯涌出量小。
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，选定5个区段，采用沿空掘巷方式,巷道间留较小煤柱，取5米。
故工作面长度为：
L1=（1000-30×2-5×4-10×4.5）/5=175m
2、确定采区内工作面数目
回采工作面是沿倾斜方向布置，沿走向推进，采用走向长壁法开采。
工作面数目：
N=（L-2S）/（L1+2L2）------------（公式1-6）
式中L-----煤层倾斜方向长度（m）；
S----采区边界煤柱宽度（m）；
L1-----工作面长度（m）；
L2----回采巷道宽度，4.5m。
N=（1000-30×2）/（175+4.5×2）=5.11，取5.
3、工作面生产能力
Q=A/（T×1.1）-----（公式1-7）
式中Q----工作面生产能力，万t；
A----采区生产能力，120万t/a；
T----每年正常工作日，330天。
故Qr=A/T×1.1=120/（330×1.1）=3305.79t
4、确定采区内同采工作面数及工作面接替顺序
生产能力为120万t/a,且工作面生产能力为3305.79t。
目前开采准备系统的发展方向是高产高效生产集中化，采用提高工作面单产，以一个工作面产量保证采区产量，所以定为采区5个区段工作面接替顺序，采用下行开采顺序
工作面接替顺序图
区段1
↓
区段2
↓
区段3
↓
区段4
↓
区段5
┛
图.1-1
布置一个综放工作面便可以满足生产设计的要求。
煤层：
区段1→区段2→区段3→区段4→区段5
（说明：
以上箭头表示方向为工作面推进顺序）
第三节确定采区内准备巷道布置及生产系统
1．完善开拓巷道
据已知条件，在第一开采水平为该采区服务的运输大巷布置在K3煤层底板下方25m的稳定岩层中。
为了便于掘进及通风，减少煤柱损失提高经济效益，根据所给地质条件及系统所需，回风大巷亦布置在K3煤层底板下方25m的稳定岩层中，与运输大巷大水平间距相距1100×cos25°=996.9米。
采区内有三层煤，采用联合布置，每一层都布置5个工作面，根据相关情况初步制定以下方案进行比较（由于三煤层在设计中相同，所以仅以K3煤层为例说明）
2．确定巷道布置系统及采区布置方案分析比较
采区巷道布置系统根据所学习知识，可采用两条岩石上山，两条煤层上山或一煤一岩上山等布置形式，这里只对两条岩石上山和一煤一岩上山两种方案进行比较：
方案一：
两条岩石上山
在距煤层底板15m处岩石中布置两条岩石上山，一条为运输上山，另一条为轨道上山，两上山层间距30米，在层为上保持相应高差，使其分别联结两翼的区段;平巷不交叉。
通风路线：
新风从阶段运输大巷→采区主石门→采区下部车场→轨道上山→中部甩车场→区段轨道集中平巷→区段联络巷道→区段运输平巷→工作面→区段回风平巷→回风石门→阶段回风大巷。
该方案的特点是：
岩石工程量大，掘进费用高，联络石门长，工期长，但岩石巷道稳定，受干扰小，服务期限长，维护费用低，有利于通风，运输能力大。
方案二：
一煤一岩上山
在距煤层底板15m处岩石中布置一条岩石运输上山，在煤层中布置另一条轨道上山。
通风路线：
新风从阶段运输大巷→采区主石门→采区下部车场→轨道上山→中部甩车场→区段轨道集中平巷→区段联络巷道→区段运输平巷→工作面→区段回风平巷→回风石门→阶段回风大巷。
该方案的特点是：
节省了一条岩石上山，相对减少了岩石工程量，节约了成本，但轨道上山不易维护，维护费用高，服务期限短，需要保护煤柱。
经济技术比较:
巷道硐室掘进费用
表1-1
方案
方案一
方案二
工程名称
单价
（元）
工程量
费用
（万元）
单价
（元）
工程量
费用
（万元）
上山（m）
1578
2×1000
315.6
1284
1578
1000
1000
128.40
157.80
合计
315.6
286.2
巷道及硐室维护费
表1-2
方案
方案一
方案二
工程名称
单价
（元）
工程量
费用
（万元）
单价
（元）
工程量
费用
（万元）
上山（m）
40
1000×20×2
160
90
40
1000×20
1000×20
180
80
合计
160
260
费用汇总表
表1-4
方案
总费用
方案一
方案二
掘进（万元）
315.6
286.2
维护（万元）
160
260
合计（万元）
475.6
546.2
两方案综合比较
方案一
方案二
优点
两条上山均布置在演示中，岩石巷道稳定，受干扰小，服务期限长，维护费用低，有利于通风，运输能力大
节省了一条岩石上山，相对减少了岩石工程量，节约成本
缺点
岩石工程量大，掘进费用高，联络石门长，工期长
轨道上山不易维护，维护费用高，服务期限短，需要保护煤柱
费用（万元）
475.6
546.2
有上表可知，选择双岩巷上山采区联合布置方式比较合理，巷道布置情况见采区巷道平面图、剖面图。
3．确定工作面回采巷道布置方式
分析：
回采巷道的布置可采用单巷布置或双巷布置两种方法，有已知条件可知，该煤层地质构造简单，煤层赋存条件好，涌水量较小，瓦斯涌出量较小，直接顶较厚且易跨落，因此有利于综合机械化作业，可以充分发挥综采高产高效的优势。
若采用单行布置，则巷道断面将达12平米以上，对巷道的维护和掘进比较困当，故选用双巷布置的形式，减小巷道断面面积，上一区段的运输巷道还可以作为下区段回风巷道使用。
4.采区上下区段交替生产通风系统示意图
采区内上、下区段相邻工作面交替期间同时生产时的通风系统，通风路线：
新风从阶段运输大巷→采区主石门→采区下部车场→轨道上山→中部甩车场→区段轨道集中平巷→区段联络巷道→区段运输平巷→工作面→区段回风平巷→回风石门→阶段回风大巷
。
5．采区上下部车场
参考《采矿设计手册》及课本，采区上部车场采用顺向单侧平车场，采区下部车场采用大巷装车通过式。
第四节采煤中部甩车场路线设计
参考网上资料，作如图设计
1、斜面线路联接系统参数计算
该采区开采近距离煤层群，倾角为12°。
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，甩车场存车线设双轨道。
斜面线路布置采用二次回转方式。
（1）道岔选择及角度换算
由于是辅助提升故道岔均选择DK615-4-12（左）道岔。
道岔参数为α1=14°15′，a1=a2=3340,b1=b2=3500。
斜面线路一次回转角α1=14°15′
斜面线路二次回转角δ=α1+α2=14°15′+14°15′=28°30′
一次回转角的水平投影角α1′=arctan（tanα1/cosβ）=14°47′58″（β为轨道上山倾角16°）
二次回转角的水平投影角δ′=arctan（tanδ/cosβ）=29°17′34″（β为轨道上山倾角16°）
一次伪倾斜角β′=arcsin（sinβcosα1）=arcsin（sin16°cos14°15′）=15°29′42″
二次伪倾斜角β″=arcsin（sinβcosδ）=arcsin（sin16°cos28°30′）=154°1′6″
（2）斜面平行线路联接点参数确定如图1-5：
本设计采用中间人行道，线路中心距S=1900mm，为简化计算，斜面联接点距中心距与线路中心距相同，曲线半径取R′=9000mm，则各参数计算如下：
B=Scotα=1900×cot14°15′=7481mm
m=S/sinα=1900/sin14°15′=7719mm
T=Rtan（α/2）=9000×tan（14°15′/2）=1125mm
n=m-T=7719-1125==6594mm
c=n-b=6594-3500=3094mm
L=a+B+T=3340+7481+1125=11946mm
（3）竖曲线相对位置
竖曲线相对参数：
高道平均坡度：
ia=11‰,rg=arctania=37′49″
低道平均坡度：
id=9‰,rd=arctanid=30′56″
低道竖曲线半径：
Rd=9000mm
取高道竖曲线半径：
Rg=20000mm
高道竖曲线参数：
βg=β′-rg=15°29′42″-37′49″=14°51′53″
hg=Rg（cosrg-cosβ′）=20000（cos37′49″-cos15°29′42″）=725.71mm
Lg=Rg（sinβ′-sinrg）=20000（sin15°29′42″-sin37′49″）=5123.08mm
Tg=Rg×tan（βg/2）=20000×tan（14°51′53″/2）=2609.03mm
Kg=Rg×βg/57.3°=5188.38mm
低道竖曲线参数：
βd=β′＋rd=15°29′42″-30′56″=16°38″
hd=Rd（cosrd-cosβ′）=9000（cos30′56″-cos15°29′42″）=326.75mm
Ld=Rd（sinβ′-sinrd）=9000（sin15°29′42″＋sin30′56″）=2485.37mm
Td=Rd×tan（βd/2）=9000×tan（16°38″/2）=1265.71mm
Kd=Rd×βd/57.3°=2514.75mm
最大高低差H：
由于是辅助提升，储车线长度按三钩计算，每钩提1t矿车3辆，故高低道储车线长度不小于3×3×2=18m，起坡点间距设为零，则有：
H=18000×11‰+18000×9‰=360mm
竖曲线的相对位置：
L1=[（T-L）sinβ+msinβ″+hg-hd+H]=2358.83mm
两竖曲线下端点（起坡点）的水平距离为L2，则有
L2=L1cosβ′+Ld-Lg=2358.83×cos15°29′42″+2485.37-5123.08=-364.61mm
负值表示低道起坡点超前与高道起坡点，其间距满足要求，说明S选取2000mm合适。
（4）高低道存车线参数确定
闭合点O的位置计算如图1-6：
设高差为X，则：
tanrd=（X-△X）/Lhg=0.009
tanrg=（H-X）/Lhg=0.011
△X=L2×id=364.61×0.009=3.281mm
将△X带入则可得X=163.80mm，Lhg=17835.93mm
（5）平曲线参数确定
取曲线外半径R1=9000mm
取曲线内半径R2=9000-1900=7100mm
曲线转角α=14°47′58″
K1=R1α/57.3°=9000×14°47′58″/57.3°=2324.52mm
K2=R2α/57.3°=7100×14°47′58″/57.3°=1833.79mm
△K=K1-K2=2324.52-1833.79=490.73mm
T1=R1tanα/2=1168.85mm
T2=R2tanα/2=922.09mm
（6）存车线长度
高道存车线长度为Lhg=17835.93mm；
低道存车线长度Lhd=Lhg-L2=17835.93+364.61=18200.54mm；
存车线处于曲线段处，高道存车线处于外曲线，外曲线和内曲线得弧长之差为
△K=K1-K2=2324.52-1833.79=490.73mm
则有低道存车线得总长度为
L=Lhg＋△K=17835.93+490.73=18326.66mm
具有自动下滑得长度为17835.93mm，平破长度为490.73mm，应在闭合点之前。
存车线直线段长度d:
d=Lhd-C1-K2=18200.54-2000-1833.79=14366.75mm
在平曲线终止后接14366.75mm得直线段，然后接存车线第三道岔得平行线路联接点。
存车线单开道岔平行线路连接点长度Lk：
存车线单开道岔DK615-4-12，。
则Lk=a+B+T=3340+7481+1125=11946mm
（7）甩车场线路总平面轮廓尺寸及坡度：
M2=a×cosβ+（b+L+a+L1+Td）cosβ′cosα+（Td+C1+T1）cosα+T1+d+Lk
=3340×cos16°+（3500+8606+3340+2358.83+1265.71）×cos15°29′42″×
cos14°47′58″+（1265.71+2000+922.09）×cos14°47′58″+
922.09+14366.25+11946
=52262.07mm
H2=（b+L+a+L1+Td）cosβ′sinα+（Td+C1+T1）sinα+S
=（3500++3340+2358.83+1265.71）×cos15°29′42″×sin14°47′58″+
（1265.71+2000+922.09）×sin14°47′58″+1900
=7663.97mm
（8）线路各点标高
设低道起坡点标高△1=±0；
提车线△2=△1+hd=326.75mm
△5=△2+（L+L1）sinβ′=326.75+（8606+2358.83）×sin15°29′42″
=3256.05mm
车线△3=△1+H=0+360=360mm
△4=△3+hg=360+725.71=1085.71mm
△5=△4
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