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《煤矿开采学》课程设计说明书课程名称：煤矿开采学姓名：许鹏学号：146140260班级：开采142016年07月1目录绪论···························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·················7第三节确定采区内准备巷道及布置系统··········9第二章采煤工艺设计····················12第一节采煤工艺方式的确定···············12第二节工作面合理长度的确定··············16第三节采煤工作面循环作业图表的编制··········18小结····························202绪论一、设计的目1.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。2.培养安全工程专业学生动手能力，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（一）设计题目的一般条件某矿第一开采水平上山阶段采区、盘区或带区自下而上开采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。该采区、盘区或带区走向长度2100m，区内各煤层埋藏平稳，埋深较深浅，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煤层属于硬煤层，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1、采区、盘区或带区巷道布置设计；2、采煤工艺设计及编制循环图表四、进行方式3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。本课程设计要求方案进行技术分析与开掘工程量和维护费比较。附表1：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6.90K1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3.0K2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2.20K3煤层，煤质中硬，γ=1.30t/m³3.20灰白色粗砂岩，坚硬，抗压强度60~80MPa....................................24.68灰色中、细砂岩互层4第一章采区巷道布置第一节采区储量与服务年限一、采区的生产能力定为150万t/a，煤层平均倾角为16°。（一）计算采区的工业储量、设计可采储量1.采区的工业储量Zg=H×L×M×γ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，2100m；M——煤的厚度，M1=6.9m，M2=3.0m，M3=2.20m；γ——煤的容重，1.30t/m³；Zg1=1000×2100×6.9×1.3=1883.7万tZg2=1000×2100×3.0×1.3=819万tZg3=1000×2100×2.20×1.3=600.6万tZg=Zg1+Zg2+Zg3=3303.3万t2.设计可采储量ZK=（Zg–P）×C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，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%。分别取左右边界煤柱各15m，上部防水煤柱与下部护巷煤柱各30m，则：P1=[2100×30×2+(1000-30×2)×10×2]×6.9×1.3=130.25万t5P2=[2100×30×2+(1000-30×2)×10×2]×3.0×1.3=56.63万tP3=[2100×30×2+(1000-30×2)×10×2]×2.20×1.3=41.53万tZK1=（Zg1-P1）×C1=（1883.7-130.25）×75%=1315.1万tZK3=（Zg2-P2）×C2=（819-56.63）×80%=609.9万tZK3=（Zg3-P3）×C3=（600.6-41.53）×80%=447.3万tZK=ZK1+ZK2+ZK3=1315.1+609.9+447.3=2372.3万t3.采区服务年限T=ZK/(A×K)×100%式中：T——采区服务年限，a;A——采区生产能力，120万t；ZK——设计可采储量，万t；K——储量备用系数，取1.3。T=ZK/(A×K)×100%=2372.3/（150×1.3）=12.2a取T=12年4.验算采区回采率C=（ZC–P–P支柱）/ZC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；P支柱——区段煤柱损失，万t；对于K1煤层:P支柱1=4×24×6.9×1.3=0.87C1=（ZC1–P1-P支柱1）/ZC1=（1883.7-130.25-0.087）/1883.7=93.1%＞75%对于K2煤层：P支柱2=4×24×3×1.3=0.0386C2=（ZC2–P2-P支柱2）/ZC2=（819-56.63-0.038）/819=93.08%＞80%对于K3煤层：P支柱3=4×24×2.2×1.3=0.028C3=（ZC3–P3-P支柱3）/ZC3=（600.6-41.53-0.028）/600.6=93.08%＞80%则K1、K2、K3均满足采区回采要求。7第二节采区的再划分一、确定工作面长度及采区区段数目由已知条件知：该煤层倾向共有：1000m的长度。且采煤工艺选取的是先进的综采，一次采全高放顶煤法，由《采煤学》所学知识得知，综放工作面长度一般为130m—190m，巷道宽度为4m～4.5m,本题目选取4.5m，且采区生产能力为150万t/a，一个中厚煤层的一个区段便可以满足生产要求，最终选定5个区段，区段煤柱选为24m,故工作面长度为：L=(1000-30)/5-4.5×2-24=161.1(m)取5m的整数倍，所以取L=160m二、确定工作面生产能力采区生产能力的基础是采煤工作面的生产能力，采煤工作面的生产能力取决于煤层厚度、工作面长度和推进度。一个采煤工作面的生产能力可由下式计算：A0=L采×V0×m×γ×C式中：A0——工作面生产能力，万t/a;L采——工作面长度；m，V0——工作面推进度.综采面年推进度可达1000—2000m，取1100m。γ——煤容重，t/m3C——工作面采出率，一般为0.93—0.97，取0.93A0=L采×V0×m×γ×C=160×1100×6.9×1.3×0.93=146.8万t三、确定采区内同采工作面数及工作面接替顺序由于采区生产能力为150万t/a,且工作面生产能力为146.8万t,对于K1煤层布置一个工作面便基本可满足生产要求（由于所选采煤机截深为630mm，一天共进6刀，故工作面生产能力为：0.63×6×146.8×6.9×1.3×0.93×330=152.7万t），而对于K2、K3煤层可采取两个工作面同时回采，以满足生产要求。其具体回采顺序如：表1.1所示：8表1.1回采顺序表101021010110202102011030210301101041010310204102031030410303101061010510206102051030610305101081010710208102071030810307101101010910210102091031010309101121011110212102111031210311K1煤层K2煤层K3煤层对于K1煤层，其厚度为6.9m,布置一个综放工作面便可以满足生产要求。对于3.0m的K2煤层和2.2m的K3煤层采取两个工作面同时生产，以满足生产要求。K1煤层开采顺序：10102→10101→10104→10103→10106→10105→10108→10107→10110→10109→10112→10111K2煤层开采顺序：（10201，10203）→（10202，10204）→（10205，10207）→（10206，10208）→（10209，10210）→（10211，10212）K3煤层开采顺序：（10301，10303）→（10302，10304）→（10305，10307）→（10306，10308）→（10309，10310）→（10311，10312）说明：以上箭头表示方向为工作面推进顺序，括号内为同采工作面。9第三节确定采区内准备巷道布置和生产系统一、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，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，两巷水平间距相距961.26m。二、确定巷道布置系统及采区布置方案分析比较1．确定采区内准备巷道布置根据题目所选条件，完善采区所需的开拓巷道及准备巷道。还需两条上山。2．布置上山数目、位置及进行方案关于技术经济比较：方案一一煤一岩上山布置，运输上山布置在k3煤层底板下10m处，轨道上山布置在煤层中。如图一方案二两条岩石上山布置，两条上山均布置在k3以下的岩层中，如图二图一图二20m10m20m103.可行性方案选择巷道以及硐室的掘进费用方案项目方案一(万元)方案二(万元)岩石上山(1000-40)*1578=151.5（1000-40）*1578*2=303煤层上山(1000-40)*1284=123.30回风石门44.8/sin160*1152=18.767144.8/sin160*1152=18.7671区段石门29.8/sin160*1152=12.483429.8/sin160*1152=12.4834变电所(2.25*4+2.5*4+π/4*42)*144=0.4886(2.25*4+2.5*4+π/4*42)*144=0.4886绞车房(2.75*3.5+π/4*42)*162=0.3593(2.75*3.5+π/4*42)*162=0.3593采区煤仓π/4*82*32*144=29.6616π/4*82*32*144=29.6616总费用334.5364.巷道以及硐室的维护费用方案项目方案一(万元)方案二(万元)岩石上山(1000-40)*30*11=31.8（1000-40）*30*2*11=63.1煤层上山(1000-40)*90*11=95.10回风石门44.8/sin16*80*29.76=38.785344.8/sin16*80*29.76=38.7853区段石门29.76*29.8/sin16*80=25.7929.76*29.8/sin16*80=25.79119292变电所62*30*29.76=5.535362*30*29.76=5.5353采区煤仓1.2*2824*0.6*0.381=0.07741.2*2824*0.6*0.381=0.0774总费用196.96132.97方案一的总费用：531.46万元方案二的总费用：496.97万元从如上的经济比较中，可以看出双岩上山所需的总费用要比一煤一岩上山所需的总费用要少，因此在经济上更加合理，双岩上山维护费用少且无需留煤柱。综合考虑以上因素，可采用