采矿带区设计Word文件下载.docx
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（2）带区可采储量：
Zk——带区可采储量,万t
Zg——带区工业储量，万t
P-—带区煤柱损失量，万t
C-—带区回采率，厚煤层不低于0。
75，中厚煤层不低于0.80，薄煤层不低于0.85【1】
3、矿井服务年限计算:
T—-带区的服务年限,年a
Zk-—带区的可采储量，万t
K——带区储量备用系数，取K=1.35
A—-带区设计生产能力，万t/a
4、验算带区采出率
带区采出率=带区实际出煤量/带区工业储量×
100％
（1）
煤层带区采出率=569.538/589.032×
100％≈96。
7％
（2）
煤层带区采出率=711.9225/736.29×
100%≈96。
采区采出率：
厚煤层不低于0.75,中厚煤层不低于0。
80,薄煤层不低于0。
85【1】
第二节带区内的再划分
1、确定采煤工作面长度
该煤层组左右两边界各留10m的边界煤柱,下部留30m护巷煤柱，则其煤层倾向长度为：
1080-30=1050m,走向长度为2020—20=2000m.又因为各煤层埋藏稳定,地质构造简单,无断层,煤层附存条件较好，瓦斯涌出量低，涌水量也小,自然发火倾向较弱,且现代采矿工作面长度有加长趋势，故采煤工艺选取较先进的综合机械化采煤方法。
一般而言，考虑到设备选型及技术方面的因素，综采工作面长度为180～250m,巷道宽度为4m～5m,设计本带区开掘巷道宽度为4.5m，带区生产能力为120万t/a，一个厚煤层或中厚煤层的一个工作面便可以满足生产要求,将整个带区划分为10个分带,并采用沿空留巷方式，采用混凝土砌块支护护巷
工作面长度为：
式中:
S——除去永久保护煤柱煤层走向长度
n—-分带数目
2、确定带区内的工作面数目
回采工作面沿走向布置，沿倾向推进，采用下行后退式倾斜长壁采煤法开采。
工作面数目：
L—煤层走向长度（m）；
S0—带区沿走向所有煤柱宽度之和（m）；
l-工作面长度（m）；
l0—回采巷道宽度，取4。
则：
3。
确定工作面生产能力
A0——工作面生产能力，万t/a；
L——采煤工作面长度m;
V0—-工作面推进度m；
M——采高m;
C0—-采煤工作面采出率；
（1）带区
195×
0.8×
8×
330×
2.0×
1.35×
0。
95×
10—4=105.64万t/a<
120万t/a
（2）带区
6×
5×
0.95×
10-4=113。
76万t/a〈120万t/a
4、确定带区内工作面数及工作面接替顺序
生产能力为120万t/a。
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带区产量，因此可确定带区内为一个工作面生产。
考虑到采动应力集中的因素,且下一带区未采，则每个煤层带区间采用依次开采,且10个分带工作面接替顺序如下:
表2—1
煤层工作面接替顺序
工作面编号
12404
12414
12424
12434
12444
12454
12464
12474
12484
12494
开采次序
1
3
6
8
9
10
对于
煤层工作面接替顺序：
12404→124914→12424→12434→12444→12454→12464→12474→12484→12494
表2—2
12405
12415
12425
12435
12445
12455
12465
12475
12485
12495
12405→124915→12425→12435→12445→12455→12465→12475→12485→12495
第三节
确定带区内准备巷道布置及生产系统
1、完善开拓巷道
为了缩短带区准备时间并提高经济效益，根据所给地质条件，在第一开采水平中,把为该带区服务的运输大巷和回风大巷均布置在
煤层底板下方的稳定岩层中.
2、确定带区巷道布置系统
首先确定回采巷道布置方式，由于地质构造简单,无断层，煤层赋存条件好，涌水量较小，瓦斯涌出量较小,无自然发火倾向，直接顶较厚且易跨落.同时为减少煤柱损失，提高采出率，降低巷道掘进费用，采用沿空留巷的方式。
3、带区布置方案分析比较
确定带区巷道布置系统，带区内有两层煤,每一层都布置10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:
分带单独布置
每一个分带分别开斜巷进入上部煤层，每一个分带都布置一个煤仓直通运输大巷.
通风系统为：
新风从运输大巷→进风行人斜巷→分带运输斜巷→采煤工作面→分带回风斜巷→带区运料斜巷→回风大巷。
该方案的特点是，每个分带都布置了煤仓，所以管理较复杂，煤仓和联络斜巷工程量大，但有利于通风和工作面的接替。
方案二:
带区联合布置
将带区分成10个分带。
运输大巷通过进风行人斜巷进入上部煤层，整个带区布置一个煤仓直通运输大巷。
新风从运输大巷→进风行人斜巷→分带运输斜巷→采煤工作面→分带回风斜巷→带区运料斜巷→回风大巷.该方案简化了运输系统，仅布置了一个煤仓和一对联络巷，减少了煤仓和联络斜巷的施工量，使运煤、运料集中处理,符合集中化生产理念,但出现了因带区内通风线路长短不同而造成通风协调困难的问题,同时还增加煤巷的维护量，增大了煤柱损失。
技术经济比较：
巷道硐室掘进费用
表3-1
方案
方案一
方案二
工程名称
单价（元）
工程量（m）
费用（万元）
回风运料斜巷（m）
1578
152×
12=1824
287。
82
进风行人斜巷（m）
94×
12=1128
177。
9984
2=188
29.6664
煤仓元/m3
144
14×
2^2×
×
12=4521。
65.1110
3.14×
2=753。
8518
集中平巷（元/m）
831
4×
（2580-10×
2）
=10240
850.944
合计
530。
9294
891.4622
巷道硐室掘维护费用
表3-2
工程
名称
工程量
（m）
费用
（万元）
40元/a.m
12×
16。
02
=29220.48
116。
8819
02×
=4870。
08
19。
48032
40元/a。
m
16.02
=18070。
56
72。
28224
=3011。
76
12。
04704
小计
189.16414
31.52736
煤仓
元/m3
30元/a。
25×
16.02×
12
=4806
14.418
=400。
1。
2015
集中平巷（m）
160元/a。
2560×
=164044.8
2624.7168
203.58214
2657.44566
生产经营费用
表3—3
斜巷（m）
1164元/m
131.2992
21.8832
煤仓（m）
951元/m
30×
12=360
34。
236
2=60
5。
706
165.5622
27。
5892
费用汇总表
表3-4
矿井费用名称
掘进（万元）
891。
4622
维护（万元）
203。
58214
生产（万元）
165。
5622
27.5892
总计（万元）
900.07374
3576。
49706
方案一特点：
系统简单,通风容易，但生产调度管理复杂,煤仓太多,维护困难，装煤点多，管理复杂。
方案二特点:
采用集中化生产,从根本上克服了方案一的缺点。
虽然方案二维护费用高，但从技术和管理等方面的综合分析,方案二更优越一些。
综上所述，选择带区联合布置方式，巷道布置情况见巷道布置图、带区巷道剖面图,以
煤层为例。
4、确定工作面回采巷道布置方式及工作面推进终点位置
回采巷道布置方式:
采用单巷沿空留巷掘进方式。
分析：
已知带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.
说明:
在带区巷道布置平面图内，工作面布置和推进的位置以达到带区设计产量及安全为准.工作面推进到距煤层下部边界30m处的位置,即为避开采掘超前影响所留设的30m护巷煤柱处。
5、确定通风布置系统各煤层通风系统为：
新风从运输大巷→进风行人斜巷→分带运输斜巷（带区运煤巷）→采煤工作面→分带回风斜巷→带区煤层运料平巷→联络巷→带区运料斜巷→回风大巷。
第四节
带区车场线路设计
该带区开采近距离煤层群,倾角为8°
铺设600mm轨距的线路，轨型为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道，斜面线路布置采用二次回转方式。
第二部分采煤工艺设计
第一节采煤工艺方式的确定
1、选第一煤层，即
煤层为对象设置采煤工艺。
由于
煤层厚度为2。
0m，属于中厚煤层，结构简单，无断层,故可用综合机械化采煤工艺，一次采全高。
2、综采工作面的设备选用国产综采设备。
3、采煤与装煤
（1）落煤方式与采煤机的选择
采用综合机械化采煤，双滚筒采煤机直接落煤和装煤。
依据带区的设计生产能力确定工作面每天的推进度为：
=1200000/（330×
0×
95）=6.27m/d
V-采煤工作面每天的推进度，m/d
Qr-采煤工作面生产能力,t/a
L—采煤工作面的长度,m
M—采煤工作面采高（
煤层取2。
0）
γ—煤的容重，1。
35t/m3
C—工作面的采出率（k4煤层为中厚煤层，因此C取0.95）
选择采煤机的截深为800mm，每天正规循环推进八刀，每天循环共推进6。
40m，可满足每天至少推进6。
27m的要求。
表4—1采煤机参数
采煤机型号
4MG200
机身长度m
8.90
采高m
4～3.5m
滚筒直径
截深mm
800
牵引速度m/min
0～6.0m/min
牵引力KN
250KN
截割功率kw
牵引形式
液压，齿轮，销轨
总质量t
21t
冷却形式
水冷
喷雾形式
内外喷雾
表4—2刮板输送机参数
刮板机型号
SGZ—764/500
机头尺寸
（长*宽＊高）m2
1790＊830＊280
运输能力T/h
1000
链速m/s
25
铺设长度m
200
电机功率KW
2＊250
电压V
1140
刮板机形式
准双边链
表4—3液压支架参数
型号
高度m
宽度m
初撑力KN
工作阻力KN
支撑强度MPa
适应角度
ZY8600/17/35
5—3.5
65—1。
85
6917
8600
0.99—1.03
<
25°
ZTC20000/20/40
2.0—4。
1。
4-1.6
9000
15000
1.92
〈25°
表4-4转载机参数
装机功率
输送能力
设计长度
SZZ-1000/525
2*700kw
1500t/h
60m
表4—5破碎机参数
功率
破碎能力
破碎粒度
PCM-250
250KW
1500
150—300mm
带宽
带速
DSP-1200/125
1200mm
5m/s
2000t/h
表4—6胶带动输机参数
2.5m/s
表4—7乳化液泵站参数
乳化液泵型号
工作压力
乳化液箱
泵站流量
LRB-400/31。
31.5MPa
400KW
一台
400m3/min
（2）进刀方式：
为了合理利用工作时间，提高效率。
采用工作面端部斜切进刀，割三角煤，往返一次割两刀
4、运煤与支护
（1）工作面采用可弯曲刮板输送机运煤。
（2）工作面采用掩护式液压支架支护
（3）移架方式
由于采用及时支护方式，而且工作面每天推进八刀，所以选择顺序移架方式。
顺序式移架速度快，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。
（4）支护方式：
采高为2.0米,为防止片帮和冒顶，选用及时支护。
（5）工作面的支架需求量:
式中：
N——工作面支架数;
L——工作面长度,m；
l0——顺槽宽度，m;
n——端头支架数；
S——端头支架宽度,m；
S1——支架中心距，m。
N=（195+9-6×
594）/1。
75=112架
（6）超前支护方式和距离
由于采用综采开采,支撑压力分布范围为20～30米,峰值点距煤壁前方5-15m,所以超前支护的距离为20米。
选用单体支柱和金属铰接顶梁支护，铰接顶梁的长度为1000mm。
（7）校核支架的强度和高度
①校核高度
经查《采矿设计手册》得到：
在实际使用中，通常所选用的支架的最大结构高度比最大采高大200mm左右.即:
最小结构高度应比最小的采高小250-350mm。
即：
已知选用：
ZY8600/1。
7/3.5掩护式支架的最大结构高度为3.5m〉（
+0.2）,满足要求。
支架的最小结构高度为1.7m<
－（0。
25～0。
35）,满足要求。
②校核支架强度：
支护强度:
q-支护强度，MPa
K—作用于支架上的顶板岩石厚度系数，取6
M—采高,m
ρ—岩石密度，取2。
G—取10
q=0。
464MPa
525MPa〈0。
99Mpa，所以满足要求
由Q=q×
F×
KN
F-为支架支护面积,F=6×
5=9m2
Q=0。
525×
9×
103=4725KN
由P=Q/η
P-支架的工作阻力，KN；
Q—支架的有效工作阻力，KN；
Η-支架的支撑效率，取80%；
P=4725÷
0.8=5906KN〈支架工作阻力6000KN，满足要求
（8）工作面“三机”生产能力配套
工作面生产能力取决于采煤机落煤能力,而刮板输送机、液压支架及转载机、可伸缩带式输送机等设备能力都要大于采煤机的生产能力,国外按大于20％设计。
①采煤机实际生产能力的确定
采煤机实际生产能力：
Qc-采煤采煤机的实际生产能力，t/h；
ＶＣ—采煤机的实际牵引速度，一般综采为３－４m/min
S—采煤机的截深,0.8m；
M-工作面平均采高，2。
0m;
γ-煤的实体容重,1.35kg/m3；
K—工作面采出率。
0.95
Qc＝60×
95=430。
92t/h
②输送机的生产能力
工作面输送机的能力要大于采煤机的实际生产能力，即：
输送机的生产能力:
Qs＝（1.1～1。
15）Qc
Qs—工作面输送机的能力,t/h。
Qs＝1.15×
430.92t/h=495.56t/h<
1000t/h满足要求.
③液压支架移架速度
液压支架的移架速度要大于采煤机的实际牵引速度。
液压支架的移架时间包括泵站向支架的供液时间
（取6s）和操作调整时间
（取12s）。
液压支架移架速度：
Ｎ—每次移架数目，一般为Ｎ＝１；
Ｂ—每架支架的支护宽度,或架间距m；
t—每次移架时间，或每架移架时间min;
Ve=1。
75/0。
3=5.8m/min〉4m/min 满足要求
④转载机和可伸缩胶带输送机的能力
其能力应大于工作面正常生产能力。
输送的能力:
Qz=（1.5~3。
0）Q
Q=Qb/T
Qz-转载机和可伸缩胶带输送机的能力,t/h；
Q—工作面日正常生产能力,t/h；
Qb—工作面日产量，t/日；
Ｔ-一个循环纯割煤时间，h。
Q＝1000/2＝500t/h
Qb＝500×
16=8000t
⑤工作面生产能力：
式中 L——工作面长度m；
M-—采高2.0m
B——循环进尺0.8m;
γ——煤的容重，1。
C——工作面回采率95%；
N——每日循环数8；
Qr=2。
95%
=3201。
12t
Qb〉Qr，即满足设计要求。
6、处理采空区
采用全部跨落法处理采空区.
第二节
工作面合理长度的验证
1、从煤层地质条件考虑
该带区内的两层可采煤层的地质条件较好,无断层，煤层倾角为8°
煤层厚度适中，顶底板较稳定，瓦斯涌出量较低,自然发火倾向较弱，涌水量也较小，所以布置195m的工作面比较合适。
2、从工作面生产能力考虑
工作面的设计生产能力为120万t/a。
正规循环每天进八刀,采煤机滚筒截深为800mm，所以
煤层的工作面实际年生产能力为:
35×
0.95=105。
64万t
能够满足设计生产能力的要求，一个工作面生产就能够满足设计生产能力的要求，工作面的长度确定的合理。
3、从运输设备及管理水平角度考虑
带区生产选用的设备均为国内先进的的生产设备，工作面选用的200m刮板输送机能够利用国内先进的技术，能够与时俱进的跟上技术的发展.
4、从顶板管理及通风能力考虑
该带区的顶板较稳定，工作面可以适当的加长，综采工作面的长度一般在
，所以选择的工作面的长度为195m较合适.另外，工作面的瓦斯涌出量较低，通风问题能够解决.
5、从巷道布置角度考虑
由于带区走向长为2020m，除去煤柱宽及巷道宽度,剩余1950.05m，把每个工作面长度定为195m，1950.05÷
195=10分带,正好布置10个工作面，满足生产要求。
6、经济合理的工作面
工作面的长度与地质因素及技术因素的关系十分的密切，直接影响生产效率，所以根据条件，以高产量、高效率为原则选择合理的工作面长度.合理的工作面以生产成本低，经济效益高为目标。
尽量加快工作面的推进速度，减少巷道的维护时间，降低回采总成本,使设备、资源得到最高利用.
附表：
1、劳动组织图表
工种
一班（人）
二班（人）
三班（人）
合计（人）
班长
采煤机司机
输送机司机
转载机司机
胶带机司机
移架工
推溜工
放煤工
超前维护工
13
电气维修工
11
运料工
安全质量员
机械修理工
75
2、技术经济指标表
项目
单位
数量
煤层厚度
煤层倾角
°
8°
平均采高
2.0
采煤机
台
液压支架
架
112
端头支架
刮板输送机
破碎机
转载机
胶带输送机
循环进尺
0.800
日产量
t
3201。
生产方式
二班采煤
一班准备
14
出勤人数
人
15
回采工效
t/工
42。
16
截齿消耗
个/万t
20
17
乳化液消耗
kg/万t
120
18
日循环数
个
3、机械设备表
标号
设备名称
主要参数1
主要参数2
生产厂家
采高
〈2.0—4。
800mm截深
无锡
升级会员 