采矿学课程设计-

采矿工程系

课程名称：煤矿开采学姓 名：学 号：班 级：指导教师：

课程设计说明书

《煤矿开采学》

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序 论········································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·····························5 第三节．确定采区内准备巷道布置及生产系统····················7 第四节．采区中部甩车场线路设计·························11

第二章．采煤工艺设计·······························18

第一节． 采煤工艺方式的确定···························18 第二节．工作面合理长度的确定··························22 第三节．采煤工作面循环作业图表的编制······················23

小 结········································25 参考文献········································26

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序 论

一、目的

1、初步应用《采矿学》课程所学的知识，通过课程设计，加深对《采矿学课程的理解。

2、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。

3、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

1、设计题目的一般条件

本采区南以F4断层为界，北以相邻采区煤柱为界，上部标高-50m以上为风化带煤柱，下部边界为水平煤柱。

采区走向长度2100m，倾斜平均长度960m,倾角平均为12°。采区共有两层煤，区内地质构造简单，为单斜构造，无断层和褶曲。采区内无大的含水层和地下水，开采条件较好。

运输和回风石门标高分别是-250m和-50m。采区生产能力自定。 2.煤层特征

本采区内赋存4，5号两层煤，4号煤层和5号煤层均为中厚煤层。煤层埋藏稳定，构造简单，煤质中硬，自然发火期为3-12个月。煤岩爆炸指数为34-70％。煤层瓦斯含量小，采区所属矿井为低瓦斯矿井。

煤层特征表

序号 最大 4 2.2 煤厚（m） 最小 1.8 一般 2 顶底板岩性 顶板 粉砂岩 底板 粉砂岩 层间距（m） 最大 24 最小 18 一般 20 倾角（°） 12 稳定性 稳定 - 2 -

5 2.7 2.3 2.5 粉砂岩 粉砂岩 12 稳定 三、课程设计内容

1、采区或带区巷道布置设计；

2、采区中部甩车场线路设计或带区下部平车场(绕道线路和装车站线路)线路设计；

3、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《采矿学》所学知识，每个人独立完成一份课程设计。

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

根据要求采区上部煤柱为10m下部煤柱留10m，故剩余倾斜长度为： 960-20=940m

N=940/220+4*2=4.1 取分4个区段 采煤工艺选取综合机械化采煤，工作面长度取220m。 采区生产能力 A0 =LV0MrC0 取第四层先生产

A0 =220*1200*2*1.3*0.95=65.2≈65万吨/a 2、采区的工业储量、设计可采储量 (1)采区的工业储量

Zg=H×L×(m4+m5)× γ (公式1-1)

式中： Zg---- 采区工业储量，万t； H---- 采区倾斜长度，960m；

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L---- 采区走向长度，2100m； γ---- 煤的容重 ，1.30t/m3； M4---- K1煤层煤的厚度，为2米；

M5---- K3煤层煤的厚度，为2.50米； Zg=960*2100*1.3*（2+2.5）=1179.3万吨

(2)采区设计可采储量

Zk=(Zg-P)×C (公式1-2)

式中： Zk---- 采区设计可采储量, 万t；

Zg---- 采区工业储量， 万t； P---- 采区煤柱损失量，万t；

C---- 采区采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%

（说明：采区煤柱包括区段煤柱、采区上下边界煤柱、采区两侧边界煤柱及维护上山煤柱。由于K4、K5煤层都为中厚煤层，因此C值取0.8）

PK4=2*20*3*940*1.3+15*2*940*1.3+2*30*940*1.3+2055*10*2*2*1.3=36.3万吨 PK5=2.5*20*3*940*1.3+15*2.5*940*1.3+2055*10*2*2.5*1.3+2.5*30*940*1.3=45.4 P=PK4+PK5=36.3+45.4=81.7万吨 ZK=(1179.3-81.7)*0.8=878万吨 (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，万t； ZK---- 设计可采储量，万t； K----储量备用系数，取1.3。 T =878/65*1.3=10.3a 取11年 (4)验算采区采出率

采区采出率

C=(Zg-P)/Zg (公式1-4) 式中： C-----采区采出率，%

Zg ---- 采区的工业储量，万t

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P ---- 采区的煤柱损失量，万t C=（1179.3-81.7） /1179.7=0.93>0.8 (符合国家对采区采出率的要求。)

第二节 采区内的再划分

1、确定工作面长度

以确定工作面长度为220m 2、确定采区内区段数 确定采区内区段数为4段 3、工作面生产能力

工作面日生产能力：

Qr = A／(T×1.1) （公式1—6）

式中： Qr ——工作面生产能力，t／d

A——采区生产能力，t／a T——每年正常工作日，300d

Qr = A／(T×1.1)=650000／(300×1.1) =1969.7 t／d 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65万t/a,且工作面生产能力为1969.7t／d。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。

工作面布置（双翼布置）图如下图所示：

K4煤层 1401 1403 1405 1407 1402 1404 1406 1408 1501 3303 3305 1507 K5煤层 1502 1504 1506 1508 工作面接替顺序：左右交替，左边开采，右边准备；采区内自上而下开采，先采完上区段，后开采下区段；煤层间自上而下开采，先采K4煤层后采K5煤层最终达到高产高效。工作面接替顺序如下表所示：

1401→1402→1403→1404→1405→1406→1407→1408→1501→1502→1503

- 5 -

→1504→1505→1506→1507→1508

（说明：以上箭头指向表示工作面接替顺序。）

第三节 确定采区内准备巷道布置及生产系统

1、根据所选题目条件，完善开拓巷道

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，-50标高开掘一条阶段回风大巷。第一开采水平为该采区服务的一条运输大巷，布置在-250标高处 2、确定巷道布置系统及采区布置方案分析比较 按采区上山数目、位置的不同提出两个方案：

方案一：在K4煤层中开掘一条轨道上山，在距K4煤层10m处的底板岩层中开掘一条运输上山，即一煤一岩上山，如下图所示

方案二：在K4煤层中开掘两条上山（轨道上山与运输上山），即双煤上山，如下图所示

(1)两种方案在经济上比较 工程量表：

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序号 1 2 3 工程名称 单位 数量 工程量 计算式 轨道上山 掘进=960m 巷道宽4m 1.5=自巷道底板算起的墙高 12.24*960=11750.4 S=4*(0.39*4+1.5)=12.24 100m³ 117.504 11750.4 12.24 半圆拱断面 积 4 树脂药卷锚100根 146.88 杆架设Φ20*2000mm （12.24*960/0.8)/100 5 树脂锚杆制100根 149.81 作Φ （12.24*960/0.8）*1.02/100 20*2000mm 6 喷射混凝土100m³ 4.32 墙 7 喷射混凝土100m³ 9.382 拱 8 钢筋网制作t 铺设 费用表： 工程名称 掘进=960m 数量 117.504 半圆拱断面 积 树脂药卷锚146.88 2869 2869 42.14 42.14 工程量 煤绗单价 岩巷单价 煤巷费用 岩巷费用 11750.4 12.24 5006 12399 58.82 145.68 56.92 （1.57*4+2*1.5）*960*6.39/1000 （6.39KG/㎡） 2*1.5*0.15*960/100 1.57（4+0.15）*0.15*960/100 - 7 -

杆架设Φ20*2000mm 树脂锚杆制149.81 作Φ4230 4230 63.36 63.36 20*2000mm 喷射混凝土4.32 墙 喷射混凝土9.382 拱 钢筋网制作56.92 铺设 比较 方案一 544.44 100%

（说明：由于其它各项费用基本相同，所以不进行比较。）

可得出双煤上山的费用是一煤一岩上山的1.10倍，在费用上多出10%，即一煤一岩上山在经济上比较占优势。 （2） 两种方案在技术上比较

采区方案技术比较表

方案\\项目 第一方案 第二方案 一煤一岩上山方双煤上山方案 案 - 8 -

61171 61171 26,42 26.42 70446 70446 67.03 67.03 2540 2540 14.45 14.45 方案二 601 110.8%

1、掘进工程量 2、工程难度 3、通风距离 4、管理环节 工程量大比第二方案多掘石门 困难 较长 每区段增加了通风距离 多 工程量小 较容易 短 少 5、巷道维护 一条煤层上山，维维护工程量大，维护工程量较大，费护费用高 用较高 岩石上山掘进速双煤上山掘进快，度慢，工程期较长 投产快 7、工程期 当采用双煤上山布置时，由于最下部的K4煤层为维护条件较好的中厚煤层，煤质中硬，且顶部为稳定的灰色粉砂岩，所以上山布置在K4煤层中，维护相对容易，且上山掘进速度快，可实现早投产。

如果采用一煤一岩上山布置，虽运输上山为岩巷，较容易维护，但其掘进速度慢，不利于早投产，且工作量大。

而且两个方案的总费用相差不大。

综合经济和技术比较，最终决定将采区上山布置在K4煤层中，即采用双煤上山，两条上山间距为20m，上山两侧各留20m的保护煤柱。 3、确定工作面回采巷道布置方式及工作面推进终点位置

根据煤层储存条件可知，K4煤层厚2m，K5煤层厚2.5m，都为中厚煤层，瓦斯含量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小，易于维护。工作面走向推进长度为993m左右，采用单巷布置，且一个工作面就可以达到设计生产能力的要求。综合考虑，回采巷道布置方式采用单巷沿空掘巷。

4、在采区巷道布置平面内，工作面布置及推进到的位置应以达到采区设计产量为准

该采区采用双翼开采，在采区两侧各留15m煤柱，因左侧有大断层故多留15m煤柱，开始布置工作面，进行推进。由于采区上山布置在K4煤层中，在离

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上山20m处停采，留20m煤柱保护采区上山，两条上山中间留20m的保护煤柱。K1、K3煤层相距20m左右，由于相距较近，因此两层煤所留煤柱相同，工作面布置及推进到的位置也一样。

5、采区内上、下区段工作面交替期间同时生产时的通风系统图 采区内上下区段工作面交替期间同时生产时的通风系统图如下图所示 6、采区上、下部车场选型

采区上部车场选用单向甩车场；采区下部车场选用大巷装车顶板绕道式下部车场。

第二章 采煤工艺设计

第一节 采煤工艺方式的确定

1、选第一个煤层，即K4煤层,进行采煤工艺设计，布置采煤工作面

由于K4煤层厚2m，煤质中硬，因此采用综合机械化采煤，一次采全高。 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。

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2、综采工作面的设备选用国产设备。

由于设备资料来源的原因，选用国产综采设备。 各设备技术参数

(1)采煤机MG300AW（鸡西煤机厂）

采高 适应倾角 截深 滚筒直径 控顶距 牵引方式 牵引力 牵引速度 滚筒中心距 机面高度 1.5～3.0m ≤35° 630mm 1.6m 1500mm 交流变频调速无链双驱动电牵引 360kN 0-6m／min 8934mm 1200mm (2)液压支架 FJ4*457-1.64/3.5（重庆庆阳机械厂）

型式 支撑高度 宽度 煤层厚度 初撑力 工作阻力 支架中心距 支护强度 适应煤层倾角 泵站工作压力

(3)工作面刮板输送机 SGZ800/1050（张家口煤机厂）

出厂长度 运输能力 链速 中部槽规格 刮板链型式 与采煤机配套牵引方式 破碎能力

支撑掩护式 164～3.5m 1.42～1.59m 中厚煤层 3721KN 4479kN 1500mm 0.83Mpa ＜18° 30Mpa 220m 500t／h 1.07m 1500×764×222mm 中双链 无链 600t／h - 11 -

(4)破碎机 PEM1000*650（张家口煤机厂）

(5)胶带输送机 S-100/260（西北煤机厂）

（6）端头支架：PDZ

(7)高压开关柜 KBZ－450／1140Y (8)转载机 :SZB-730/75(张家口煤机厂)

输送长度 输送量 带速 （9）液压泵站：XRBZB80/35

3、采煤与装煤

(1)确定采煤工艺、截深及日进刀数

采用综合机械化采煤，采煤机落煤和装煤。依据选取的设计生产能力确

定工作面每天的推进度为：

VQrL•M••C

输送长度 输送量 带速 1000m 700 t／h 2.5 m／s 25m 630 t／h 2.5 m／s 公称压力 35mpa （公式2—1）

式中：V——采煤工作面每天的推进度，m／d Qr——采煤工作面日生产能力, t／d

L——采煤工作面的长度，m

M——采煤工作面的采高（取K4煤层厚度2m） γ——煤的容重，t/m3

C——工作面的采出率（由于K3煤层为中厚煤层，因此C值取0.95）

则：V=1969.7/220*2*1.3*0.95=3.62m/d

因选用的采煤机截深为630mm，若每日推进八刀，共推进0.63×8=4.8m，可

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满足每天至少推进3.62m的要求。

(2)确定进刀方式

为了合理利用工作时间，提高工作效率，采用割三角煤工作面端部斜切进刀方式，并采用及时支护。进刀深度0.63m。采煤机进刀示意图如图所示，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，采煤机机身处沿留有一段下部煤(如图a所示)；

b、调换滚位置，前滚筒降下、后滚筒升起、并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机移直(如图b所示)；

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(如图c所示)； 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(如图d所示) A-A12(a)AA1(b)A-A2(c)A-AA-A2A1A2A(d)1A 4、运煤 (1)支架选型 采用液压支架支护，选择工作面支架的型号为：FJ4*457-1.64/3.5，为支撑掩护式支架。

(2)移架方式

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由于K4煤层上方有20m左右的粉砂岩，所以选用依次顺序移架方式。 依次顺序移架方式:采煤机割煤后依次顺序逐架前移。这种方式操作简单，容易保证支护质量。

(3)支护方式

由于K4煤层煤质中硬，为防止片帮和冒顶，所以选用及时支护方式，选用FJ4*457-1.64/3.5支撑掩护式支架。

(4)工作面支架需要量 工作面支架的需要量

Le （公式2—2）

式中：μ——工作面支架数目（取整数）

L——工作面长度，m

e——架中心间距（FJ4*457-1.64/3.5型支架e值取1.5m）

μ= 220/1.5取μ=146 (5)端头支架

由于巷道宽度为4m，选用宽度为2m型号为PDZ的端头支架两台架，即两端共有4架。

(6)超前支护方式和距离

超前支护方式采用单体支柱和金属铰接顶梁支护。由于压力峰值点距煤壁前方10m左右，所以超前支护距离选25m。

(7)校核支架高度与强度

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煤高度大200mm左右，即：

Hmax=Mmax＋0.2，m

△1=3.5-2.7≥0.2m，满足要求；

最小结构高度应比最小采煤高度小250～350mm，即：

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Hmin=Mmin－（0.25～0.35），m

△2=1.85-1.6≥0.25～0.35m，满足要求； 强度校验：

P=(6～8)×9.8×S×γ×M×cosα （公式2—3） 式中：S——支架支护的顶板面积，m2

γ——顶板岩石密度，t／m3

M——采高，m α——煤层倾角，°

P=8×9.8×5.678×1.42×1.3×2.5×cos12=1675KN<4000KN 经校核，支架高度与强度均符合要求。 5、处理采空区 采用全部垮落法。

第二节 工作面合理长度的验证

1．从煤层地质条件考虑

该采区内两个煤层的地质条件较好，无断层，煤层倾角为12°，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220米的工作面比较合适。 2．从工作面生产能力考虑

工作面的设计生产能力为65万吨/年。正规循环每天进八刀，采煤机滚筒截深为630mm，所以K4煤层的工作面实际年生产能力为： 300×0.63×8×2×220×1.3×0.95=82.1(万吨)

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，并且考虑到其他各个方面对生产的影响，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

采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220米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。

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由于现在提倡管理人员的知识化、年轻化，所以工作面长度为200米左右在管理上是毫无问题的。 4．从顶板管理及通风能力考虑

该采区的顶板稳定，工作面可以适当的加长，综采工作面的长度一般在180～250m，所以选择的工作面的长度为220米较合适。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 分为4个区段比较合理 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。

第三节 采煤工作面循环作业图表的编制

1、工作面布置图（设计图纸中）、循环作业图（设计图纸中）、劳动组织表（表2—1）、技术经济指标表（表2—2）

2、工种及出勤人数的安排，如下表（表2—1）所示：

工作面劳动组织表（表2—1）

序号 1 2 3 4 5 6

工种 班长 采煤机司机 输送机司机 转载机司机 皮带机司机 移架工 早班 2 3 1 1 1 3 - 16 -

中班 2 3 1 1 1 3 夜班 2 2 1 1 1 1 合计 6 8 3 3 3 7

7 8 9 10 11 12 13 合计 推溜工 超前维护工 跟班电工 运料工 安全质量员 跟班机修工 送饭工 2 6 2 1 2 1 25

2 6 2 1 2 1 25 2 3 1 4 1 5 1 25 6 15 5 4 3 9 3 75 工作面（针对K3煤层）主要经济技术指标（表2—2）

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10

项目 煤层厚度 煤层倾角 平均采高 采煤机 液压支架 端头支架 刮板输送机 破碎机 转载机 胶带输送机 - 17 -

单位 m ° m 台 架 架 部 台 部 部 数量 2 12 2 1 146 4 1 1 1 2

11 12 13 14 15 16 17 18 19

六、设计图纸的内容

循环进尺 日产量 生产方式 出勤人数 回采工效 截齿消耗 乳化液消耗 油脂消耗 日循环数 m t 人 t／工 个／万t Kg／万t Kg／万t 个 1.0 1969.7 两采一准 75 26.25 20 180 70 8 本设计绘制两张大图（零号图纸） 1、采煤工作面层次图（1：200）

应包括回采巷道剖面图（1：50），最大与最小控顶距剖面图； 2、采区巷道布置平面图（1：3000）和剖面图(1:3000)。

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