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煤矿开采学实习报告

煤矿开采学实习报告（）

————————————————————————————————作者：

————————————————————————————————日期：

ﻩ

煤矿开采学实习报告

学习专业:

采矿专业

学生姓名:

李贵喜

２018年1２月２9日

目　录

绪论………………………………………………………………２

第一章采区巷道布置…………………………………………5

第一节采区储量与服务年限…………………………………　5

第二节采区内的再划分………………………………………　7

第三节确定采区内准备巷道布置及生产系统　………………９

第二章采煤工艺设计…………………………………………１4

第一节采煤工艺方式的确定…………………………………14

第二节采煤工作面循环作业图表的编制…………………　１9

设计总结……………………………………………………………２0

参考文献……………………………………………………………22

附表

绪论

一、设计目的

<一）初步应用《煤矿开采学》课程所学的知识，通过课程设计，加深对《煤矿开采学》课程的理解。

<二）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。

<三）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

＜一）设计题目的一般条件

某矿第一开采水平上山阶段某采区、盘区或者带区自上而下开采K１,Ｋ2和K3煤层,煤层厚度、煤层间距及顶底板岩性见综合柱状图。

该采区、盘区或带区走向长度2100Ｍ,区内各煤层埋藏平稳,埋深较浅,地质构造简单,无断层,K1煤层属简单结构煤层，硬度系数f＝2，Ｋ2和K3煤层属中硬煤层,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煤层底板下方2５m处的稳定岩层中，为满足该采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。

<二）　设计题目的煤层倾角条件

1、设计题目的煤层倾角条件1

煤层倾角条件１:

煤层平均倾角为8°,阶段倾斜长度1２０0m。

２、设计题目的煤层倾角条件2

煤层倾角条件2：

煤层平均倾角为1６°,阶段倾斜长度1000m。

三、课程设计内容

<一）采区、盘区或带区巷道布置设计；

＜二）采煤工艺设计及编制循环图表。

四、进行方式

学生按设计大纲要求,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《煤矿开采学》所学的知识，每个人独立完成一份课程设计。

设计者之间可以讨论、借鉴，但不得相互抄袭，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开掘工程量和维护费用比较。

煤层附近地层综合柱状图

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

6．90

K１煤层，γ=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,γ=1.３0t／ｍ３

．．　.．　.　...

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,γ=1.３0t/m３

3.20

灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度６0—8０Mps

。

。

。

。

。

。

。

。

。

。

。

。

。

。

。

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。

。

24.68

灰色中、细砂岩互层

第一章采区巷道布置

第一节区储量与服务年限

1、采区生产能力选定为12０万t/a

2、采区的工业储量、设计可采储量促

（1>采区的工业储量

Zｇ=H×L×（m1＋ｍ2+m3>×γ………………………（公式1-1>

式中：

Ｚｇ－－－-采区工业储量，万ｔ；H-－-－采区倾斜长度，1000m;

　　　L---－采区走向长度，2100m;γ-－-－煤的容重,1.３０t/m３；

　m1----K1煤层煤的厚度，为6．9０M;

m2---－Ｋ２煤层煤的厚度,为3．00M；

ｍ3-－--K3煤层煤的厚度,为2.20M；

Ｚｇ＝10０0×2100×（6.9+3．０+2.２>×１.3=330３.3万t

Zｇ1=1000×２100×６.9×1.３＝188３.７0万t

Zg２=10０0×2１00×３．0×1.3=819.00万ｔ

Zｇ3=100０×2100×２.2×1.３＝600.60万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，厚煤层不低于75%,中厚煤层不低于80%，薄煤层不低于85%，地方小煤矿不低于70%。

本设计条件下K1煤层取75%，K２和K3煤层取８0%。

永久保护煤柱:

<采区边界永久煤柱损失量和上山煤柱损失。

采区两边边界保护煤柱取10M,采取上部边界煤柱取２0M,保护煤柱下部边界取3０M保护煤柱；上山之间煤柱取２0M保护煤柱,上山两侧煤柱各取30M保护煤柱）

P1=［20×21００＋３0×２1０0＋10×2×（1０00－20-30＞+30×2×<100０-2０-３0）+20×<1000－20-30）]×6．９×1．3=179.４万t

Ｐ2=<50×210０+10０×９50）×3．０×1.３=78.０万t　

P3=（５0×210０+100×950＞　×2.２×1.3=５7．２万ｔ

ＺK1=（Zｇ1-P1>×　Ｃ１=（1883.70-179.4>×0.７5=１278.2３万t

ZＫ2=（Ｚg２-P２＞×C2=（８1９.0０-5７．２>×0.80=609.４4万t

ＺK３=（　Zg3-P3＞×Ｃ3=（6０0.60-５７.2>×０．8０=４34.7２万t

设计可采储量为:

ZＫ＝ＺK1＋ＺK2＋ZK３=1278．23+609.44＋４3４.72=2322．3９万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----采区生产能力，１20万ｔ/a;

　ＺK--－-设计可采储量,2３２2.39万ｔ;

Ｋ----储量备用系数,取1.4。

T1=　ＺK1/Ａ×Ｋ=１278.２3万t/（12０万t×1.4>＝7.6１a

T2＝ZK2/A×K＝609．44万ｔ／（120万ｔ×1．4＞=3．６３a

T３=ＺK3/Ａ×K＝43４.72万t/（120万t×１．4>＝2.59a

T=Ｔ1+T２+T3　=1３.8３ａ，取1４年。

（4>、验算采区采出率

1>、对于K1厚煤层:

Ｃ1＝（Zｇ１-p1>/Ｚg１………………………………………（公式１－4>

式中:

　C1-----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;

C1=（Zg１-p1>/Zg１

=<1883．70-１7９.4）/1８83.70=9０.4８%＞　75%满足要求

２>、对于K2中厚煤层：

C２=（Zｇ３-p3>/Zg3………………………………………………………（公式1-5>

式中　：

C２－---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;

C2=（Zg2-p2>/Zg2

=（８１９．00-78．0>／８19.00=　９0.48％>80%满足要求。

3>、对于K3中厚煤层:

C３=（Zg3-p3>／Zｇ3………………………………………………………（公式1-6>

式中：

　C３－---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；

C3=（Ｚg3-p3>/Ｚg3

=<60０.６0-57.２）/600.60　=９0.48％　>８0%满足要求。

第二节采区内的再划分

1、确定采煤工作面长度

由于采用的煤层左右边界各有10m的边界煤柱,上部留有20m防水煤柱,下部留有30ｍ护巷煤柱,故其煤层倾向共有1000-50=95０m的长度,走向长度2１0０-3０×２－20-10×2=20０0m。

又由于区内各煤层

埋藏平稳，埋深较浅,地质构造简单，无断层,瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小，且现代采煤工作面有加长的趋势,故该矿井设计为综合机械化程度高的现代化矿井，考虑到设备选型及技术方面的因素综采综采工作面长度为1８0-250m，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，一个工作面便可以满足生产要求。

K1采煤工作面采取放顶煤方式生产，合理的工作面长度应是在一个生产班内能将工作面内的顶煤全部放完。

据此原则,工作面长度可以用下列式表示:

L=n（T／ｔ>Ｂη=192m

式中：

L--－－----工作面长度,ｍ;

　　n－－-－----同时放煤支架数;

　　　　Ｔ-－－--－－-每班工作时间，mｉn。

t-－------－每架支架放煤所需时间,min。

　　　B-－－－--－支架宽度，m。

η---－－－-每班工作时间利用率。

取：

n=２，　B=1．５m，　T·η＝３2０mｉn,t=　5mｉn

故本采区采煤工作面长度定为１92ｍ。

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，采用走向长壁采煤法。

工作面数目:

N=（L-Ｓ0＞/（l＋l0＞　……………………………（公式１-7>

式中：

Ｌ-－---煤层倾斜方向长度（m>；

S0-－--采区边界煤柱宽度（m>；

l--－--工作面长度（m>;

l0－---　回采巷道宽度,本处取４.5m。

N=（10００-30-20>/（１９2+9>　=４．7３，取5。

故确定采区内工作面数目为５个。

3、工作面生产能力

Qr　=A/

式中：

A----采区生产能力，12０万t/a　；

Qr　-－－-工作面生产能力,万t；

T--－-每年正常工作日，33０天。

故：

Qｒ　=A/

4、确定采区内同采工作面数及工作面接替顺序

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,所以定为采区内一个工作面生产。

以K1煤层为例,5个区段工作面接替顺序，采用下行开采顺序。

对于K1煤层:

1１０1

停

采

线

８0m

1102

１1０3

１104

１10５

1106

１107

１１08

1１０9

1110

Ｋ1煤层工作面接替顺序：

1101→1102→1103→110４→１105→11０6→110７→1108→1１09→1110

注：

箭头表示回采工作面的接替顺序。

第三节确定采区内准备巷道布置及生产系统

1、完善采区开拓巷道

为了减少煤柱损失提高采出率,利于灭灾并提高经济效益，根据所给地质条件及采矿工程设计规划,在第一开采水平中,把为该采区服务的运输大巷和回风大巷均布置在K3煤层底板下方25m的稳定岩层中，回风大巷布置在采区上部边界。

2、确定采区巷道布置方案及方案分析比较

首先确定回采巷道布置方式，由于地质构造简单，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，同时为减少煤柱损失,提高采出率，降低巷道维护费用，采用沿空掘巷的方式。

因此采用工作面布置图所示工作面接替顺序,就能弥补沿空掘巷时工作面接替复杂的缺点。

确定采区巷道布置系统,采区内有3层煤，每一层都布置５个工作面，根据相关情况初步制定以下两个方案进行比较:

方案一:

两条岩石上山

在距Ｋ3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,两上山层位有一定差距,使其分别联结两翼的区段。

平巷不交叉；石门联系各煤层。

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。

方案二：

两条煤层上山

在K3煤层中布置一条轨道上山一条运输上山,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。

方案三:

一煤一岩上山

在距K3煤层底板15m处岩石中布置一条岩石运输上山,在K3煤层中布置另一条轨道上山,石门联系各煤层。

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。

技术经济比较:

表1-6　技术比较表

方案一

方案二

方案三

优　点：

两条上山均布置在岩石中,巷道稳定，受采掘干扰较小，且维护容易

两条上山均布置在同一煤层中,降低了出矸量，提高了煤炭的生产率，掘进容易

兼有方案一和二的优点，维护较容易

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

增加了岩石工程量，降低了生产率，增加了掘进成本

表1-7　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

1５78

9５0×1.2×2＝2２80

359.78

0.00

0.０0

950×１.2=

１１４０

179.89

煤层上山

１248

０.００

0.00

９50×1.２×2＝

22８0

284.54

９50×1.2=

１1４0

１4６.3８

煤仓

（元/m3>

1４4

1.2×3.14×42×１5／０.9２4×５＝

４89３.50６

70.5

0.０0

0.00

1.２×３.14×42×5／0．924×5

=1６31.796

23.5

甩入石门（元/ｍ＞

11５2

1．2×１０/0．2７6×5＝

4３4．８

50.1

0．００

0.０0

0.00

0.00

合计

4８0.３４

2８４.５4

349.76

表1-6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

22８0×１６

=３6480

109.44

0.00

0.0０

９50×16

=152０0

45.60

煤层上山

９０

０．00

0．00

228０×１６

=３６48０

328.３2

9５0×16

=１52０0

136.８0

煤仓

（元/m3>

８0

93.6×16

=1497．6

11.98

0.00

0.00

3１.２×16

=249６

１9.968

甩入石门（元/m>

80

4３4.8×16

=６95６．8

55.7

0.0０

０.00

0.0０

0．0０

合计

23６.６4

380.16

294.5２8

表1-６　费用总汇表

方案

费用工程

方案一

方案二

方案三

掘进费用

４8０．34

284．５4

349．７6

维护费用

１77．0７

32８．32

202.37

费用总计

65７.4１

６１2.８６

552.1３

百分率

119.07%

１11.０0％

100%

综合上述经济技术比较可见,一煤一岩上山所用费用比较低,而且随着我国巷道锚喷技术的提高的维护能都祈祷很好的效果,此外，本例中Ｋ3煤层顶地板效果比较好,易于维护，所以采用一煤一岩上山采区联合布置方式。

3、确定回采巷道的布置方式

已知采区内各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，同时，各煤层瓦斯涌出量较低,自然发火倾向较弱,涌水量也较小。

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。

同时，为减小煤柱损失，提高采出率。

综合考虑各种因素，采用单巷沿空掘巷方式，区段间留设5M小煤柱。

在采区巷道布置平面图内,工作面布置和推进的位置应以达到采区设计产量及安全为准,所以设计工作面推进到距采区上山30M处的位置，即为避开采掘超前影响所留设的30m护巷。

４、确定采区内上、下区段相邻工作面交替期间同时生产时的通风系统

通风系统简图

5、采区车场选型

（1> 采区上部车场形式选择

由于该采区煤层倾角为16°,为缓倾斜煤层,绞车房距总回风巷的距离较近,故采区上部车场选用双道变坡顺向平车场。

其优点是车辆运行顺当,凋车方便，回风巷短,通过能力大；缺点是车场巷道断面大，不宜维护。

（2> 采区中部车场形式选择

本采区生产能力大，煤层倾角为1６°，轨道上山布置在距煤层底板15m的岩石中,故选用中部车场的形式为双道起坡不设高低道甩入石门的中部甩车场，其斜面线采用一次回转方式。

该车场特点是提升牵引角小，钢丝绳磨损小，操车方便,斜面线路短，有利于减少提升时间,但交岔点长,对开凿维护不利。

（3＞采区下部车场形式选择

由于该采区煤层倾角为１6°，上山通常提前下扎，并在大巷底板变平，底板围岩条件较好，因此选用大巷装车顶板绕道式下部车场。

其优点是车场布置紧凑，工程量省，调车方便，但绕道出口交岔点距装车站近,线路布置困难,绕道维护条件较差。

第二章采煤工艺设计

第一节　采煤工艺方式的确定

1、以K1煤层为对象设置采煤工艺

由于K1煤层属简单结构煤层，硬度系数　f=2,各煤层瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小，无断层,且煤层厚度为６.9m，属于厚煤层，故可用综合机械化采煤工艺，放顶煤采煤法。

综采放顶煤工作面“四六”制作业形式，即三班采煤，一班准备。

工作面回采工艺流程为:

采煤机向上割煤、移架→采煤机向下装煤→推移刮板输送机→斜切进刀→推移刮板输送机。

放顶煤和割煤交叉作业，同时进行。

2、工作面的设备选用国产综采设备。

采煤机型号

MGT３7５/７50

采高

2．3~4.2ｍ

截深

60０mm

适应倾角

α≤25°

外形尺寸＜长×宽×高）

45０5mm×135０ｍm×1４８3mm

牵引型式

液压无链

滚筒中心距

1４88ｍm

牵引力 

3５0KN

电压

１140v

机重

40吨

牵引速度　　　

０～６.５m／ｍｉｎ

制造厂

太原矿山机器集团有限公司

3、采煤与装煤

（1>选定落煤方式

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）确定截深

首先根据采区的设计生产能力确定每天的推进长度,其次确定截深。

V＝Qｒ　/（Ｌ1×h×α×γ＞…………………………公式2-１

式中：

V-－-－日推进度,m/天;

Qr－---工作面设计生产能力,t/天＜已算出3３05．58t）；

Ｌ1--－－工作面长度,m；

h---－煤层厚度m;

α----工作面采出率,对于厚煤层取0．93。

γ--－-煤的容重,t／ｍ3。

将数据带入可得：

V=330５.78/（192　×６.9×0.９3×1．3>

＝２.０6ｍ/d

选择滚筒截深600mｍ,割两刀放一次顶煤，每天正规循环６刀,采用“四六制”,三采一准备的工作制度。

<３）确定进刀方式

为了合理利用工作时间,提高效率,采用端头斜切煤进刀割三角方式,双向割煤。

进刀过程如下：

a.当采煤机割至工作面端头时,其后的输送机槽已移近煤壁,采煤机机身处留有一段下部煤。

ｂ．调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起、并沿送机移直。

c．再调换两个滚筒上、下位置,重新返回割煤至输送机机头处。

d.将三角煤割掉,煤壁割直后，再次调换上、下滚筒,返程正常割煤。

（4>确定采放比

选用采煤机割煤高度为2．6m,放煤高度平均为4.3m,采放比为1:

1.65。

（５>确定放顶步距

据《采矿工程设计手册》，一般情况下,当采用小截深（0.5~０.６m＞时,割两刀放一次顶煤，放煤步距为2倍的采煤机截深。

故本设计割两刀放一次顶煤，放顶步距为0.６×2=1.2m。

（6>确定放煤方式

单轮、间隔、多口放煤。

这种方式工艺简单，便于工人掌握,并可在实践中逐步提高采出率。

４、运煤

工作面采用可弯曲刮板输送机运煤，运输平巷采用转载机和胶带运输机运煤。

前部刮板输送机型号

SGZ-764/5０0

出厂长度

2００m

运输能力

11００t／h

电动机型号

KＢＫYSS-680-250/1２5-4/８

电机功率

2Ｘ2５０/１25

电机电压

114０

刮板间距

１08０mm

制造厂

张家口厂

后部刮板输送机型号

SGZ-７64/４０0

出厂长度

2０0m

运输能力

90０t/h

电动机型号

KBＫＹＳS-100/２00-８/４

电机功率

2X10０/2０0

电机电压

1１40

刮板间距

92０mm

制造厂

张家口厂

5、选择支护

（1>支架选择

以设备选用配套原则为基础并结合采煤工作面采煤能力具体情况,工作面采用支撑掩护式液压支架支护，从《采矿设计手册》选用如下设备：

液压支架型号

ＺZPＦ４８00/１７／33

放煤形式

双输送机　、低位放煤

高度

1.7—３.３m

中心距

15m

工作阻力

48０0ＫＮ

支护强度

０．65Mpa

重量

1５．９８t

生产厂家

北京煤机厂

＜２）确定移架方式

因为此采区顶板条件好，结构稳定，且采用及时支护方式，每天推进6刀,所以选用分组间隔交错式的移架方式。

这种方式移架速度快，能满足采煤机快速牵引的需要，适用于顶板较稳定的高产综采面。

<3）确定支护方式

K１煤层属简单结构煤层，硬度系数f=２，　顶板有7.8m厚的灰色砂质泥岩,采高为3.0m，为防止片帮和冒顶,选用及时支护方式进行支护。

<４）确定端头支架

由于巷道宽４.5m，而架宽为1．5m，因此选3架，左右两端共需6架。

从《采矿设计手册》选用如下设备：

端头支架型号

ZTＦ6500/19/32

工作阻力

6577ＫN

初撑力

6157ＫN

支护强度

0.75Mｐa

中心距

1５７0mm

＜5）工作面的支架需求量:

由n　=L　/E

式中:

　n——工作面支架数目，取整数;

L——工作面长度，m；

　E——　架中心距；

得:

n=＜192＋4.５＋4．5）／1.5=1３4；

故工作面共