《煤矿开采学》课程设计河南工程学院

安全工程系

《煤矿开采学》课程设计说明书

课程名称：煤矿开采学 组 别：

成 员：

指导教师：

2013年12月

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················· 6 第三节 确定采区内准备巷道及布置系统·········· 8 第四节 采区中部甩车场················· 11 第二章 采煤工艺设计··········· ········· 11

第一节 采煤工艺方式的确定··············· 11 第二节 工作面合理长度的确定·············· 15 第三节 采煤工作面循环作业图表的编制·········· 16 小 结····························18

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绪论

一、课程设计的性质、目的和任务 （一）课程设计的性质

《煤矿开采学》是安全工程专业学生必修的一门专业理论课程。安全工程课程设计是在高年级学生学完《煤矿开采学》课程后的一次集中式的综合设计，是一次重要的实践性教学环节。

（二）设计的目的和任务

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、课程设计的主要内容

（一）设计题目的一般条件（下例为假想矿井）

某矿第一开采水平上山某采(带)区自下而上开采K1、K2、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3000m，倾斜长度900m，采(带)区内煤层埋藏平稳，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+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煤层底板下方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。

（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：煤层平均倾角为12°。 （2）设计题目的煤层倾角条件2：煤层平均倾角为25°。

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采区综合柱状图 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 6.90 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60~80MPa 。。。。。 24.68 灰色中、细砂岩互层 3

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45万t/a，煤层平均倾角为25°。 （一）计算采区的工业储量、设计可采储量

1.采区的工业储量

ZcHLM

式中： ZC——采区工业储量，万t；

H——采区倾斜长度，900m； L——采区走向长度，3000m；

M——煤的厚度，M1=6.9m，M2=3.0m，M3=2.20m； ——煤的容重，1.30t/m³；

Zc1=900×3000×6.9×1.3=2421.9万t

Zc2=900×3000×3.0×1.3=1053万t Zc3=900×3000×2.20×1.3=772.2万t

ZcZc1Zc2Zc34247.1万t

2.设计可采储量

Zk(ZcP)C

式中： Zk——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，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10m，上部防水煤柱与下部护巷煤柱各30m，在第一水平K3煤层留30m护巷煤柱，则

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P1=[3000×30×2+(900-30×2)×10×2]×6.9×1.3=176.5296万t P2=[3000×30×2+（900-30×2)×10×2]×3.0×1.3=76.7520万t P3=[3000×30×2+(900-30×2)×10×2+30×(3000-2×10)]×2.20×1.3=81.8532万t Zk1(Zc1P1)C1(2421.9176.5296)75%1684.0278万t Zk2(Zc2P2)C2(105376.7520)80%780.9984万t Zk3(Zc3P3)C3(772.281.8532)80%552.2774万t ZkZk1Zk2Zk31684.0278780.9984552.27743017.3036万t 3.采区服务年限 TZkAK 式中： T——采区服务年限，a; A——采区生产能力，45万t； Zk——设计可采储量，万t； K——储量备用系数，取1.4。 TZk3017.3036AK451.447.9a 取T=48年 4.验算采区回采率 C(ZcP)/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； 对于K1煤层:C1(Zc1P1)/Zc1(2421.9176.5296)/2421.992.71%75% 对于K2煤层:C2(Zc2P2)/Zc2(105376.7520)/105392.71%80% 对于K3煤层:C3(Zc3P3)/Zc3(772.281.8532)/772.289.40%80%

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则K1、K2、K3均满足采区回采要求。

5.验算采区生产能力

采区的生产能力是以工作面生产能力为基础的，而工作面的生产能力取决于煤层厚度、工作面长度及推进速度等。 一个采面的产量A0（万t

A0 =LV0MγC0

式中 L——采煤工作面长度，m；取165m V0——工作面推进速度，m/a；取2.52m/a M——煤层厚度或采高，m；取3m γ——煤的密度，t/m3，取1.3t/m3

/a）可由下式计算

C0 ——采煤工作面采出率，一般取0.93～0.97,薄煤层取高限,厚煤层取低限；此处取0.95。

A0 =1540.54t Qr< A0 符合生产能力

第二节 采区或带区内的再划分

一、确定工作面长度及采区区段数目

煤层左右边界各有20m的边界煤柱，上部留30m防水煤柱，下部留30m护巷煤柱。因为该矿地质构造简单，煤层附存条件较好，瓦斯涌出量小，另外由于设计年产量较小，故选取普采的采煤工艺。结合我国实际情况以及考虑到设备选型及技术方面的因素，普采工作面长度一般为120～180m，一个中厚煤层的一个工作面便可以满足生产要求，由于阶段垂高过大故分为两个开采水平。 采煤工作面长度为：

L1[H2qP(n1)]/n

式中：

H——采区倾向长度，m；

q——采区上下边界预留煤柱宽度，m；

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P——护巷煤柱宽度，m； n——区段数目，个；

L1 =[900-2×30-2.5×(n+1)]/n(120,180) 则4.5二、确定工作面生产能力

Qr = A/(T×1.1)

式中 A——采区生产能力，45万t/a ；

Qr——工作面生产能力，t /天； T——每年正常工作日，300天。 故： Qr = A/（T×1.1） =45/(300×1.1) = 1363.7t

三、确定工作面数目

NHS

LL02 式中 N——工作面数目，个； H——采区倾向长度，m； S——边界煤柱宽度，m； L——工作面长度，m； L0——区段回采巷道宽度，m； 带入数值得，N9003024.9

1652.52取5，所以工作面数目为5个。

目前，煤炭企业生产系统向高产高效集中化生产的方向发展，新建大型化矿井均朝“一矿一井一面”的设计思想改革，提高工作面单产，用一个工作面的产量来保证整个矿井的设计生产能力。为适应现阶段煤炭行业的知道规范，本采区设计一个采煤工作面。其工作面接替顺序为左右两翼跳采方式。 工作面接替顺序图

对于K1煤层： 1101 1102 1103 1104 7

1105 1109 1213 1217 1106 1110 1214 1218 1107 1111 1215 1219 1108 1112 1216 1220 K1煤层工作面接替顺序：

1101→1102→1103→1104→1105→1106→1107→1108→1109→1110→1111→ 1112→1213→1214→1215→1216→1217→1218→1219→1220 对于K2煤层： 2101 2105 2109 2213 2217 2102 2106 2110 2214 2218 2103 2107 2111 2215 2219 2104 2108 2112 2216 2220 K2煤层工作面接替顺序：

1. 2101→2102→2103→2104→2105→2106→2107→2108→2109→2110→2111→

2112→2213→2214→2215→2216→2217→2218→2219→2220

对于K3煤层： 3101 3105 3109 3102 3106 3110 保护大巷30m 3213 3217 3214 3218 3215 3219 3216 3220 3103 3107 3111 3104 3108 3112 K3煤层工作面接替顺序：

1. 3101→3102→3103→3104→3105→3106→3107→3108→3109→3110→3111→

3112→3213→3214→3215→216→3217→3218→3219→3220

注：箭头表示回采工作面的接替顺序。

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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

为了缩短采区准备时间并提高经济效益，根据所给地质条件，在两个开采水平中，把分别为两个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。

二、确定巷道布置系统及采区布置方案分析比较

首先确定回采巷道布置方式，由于地质构造简单，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,K1煤层直接顶为碳质页岩，薄且易跨落，K2、

K3煤层直接顶较厚且稳定。同时为减少煤柱损失，提高采出率，降低巷道维护费用等，采

用沿空留巷的方式。

根据相关情况初步制定以下两个采区上山布置方案进行比较： 方案一：两条岩石上山

将两条上山都布置在K3煤层底板岩石中，轨道上山和运输上山布置在距离底板15m处，两上山分别联结两翼的区段，平巷不交叉。其布置特点为，岩石工程量大，掘进费用高，联络石门长。但维护条件好，维护费用低，有利于通风，运输能力大。

方案二：一岩一煤上山

将两条上山分别布置在K3煤层的底板和煤层中，运输上山布置在距离K3底板10m处，轨道上山布置在K3煤层中。特点：节省了一条岩石上山，相对减少了岩石工程量。但轨道上山不易维护，维护费用高，需要保护煤柱。 技术经济比较：

掘进费用表

方案一 方案二 9

工程名称 单价 费用 单价 方案 (元) 工程量 (万元) (元) 工程量 费用 (万元) 上山(m) 1578 900×2 568.08 1578 900×2 284.04 1284 900×2 231.12 联络巷(m) 1152 104×8 95.85 1152 104×8 95.85 合计 663.93 611.01

维护费用表

方案一 方案二 单工程名称 单价费用 价方案 (元) 工程量 (万元) (工程量 费用 元(万元) ) 上山(m) 40 900×4×48 691.2 40 900×2×48 345.6 90 900×2×48 777.6 联络巷(m) 80 104×8×48 319.488 80 104×8×48 319.488 合计 1010.681442.688 8 费用汇总表

总费用 方案一 方案二 方案 掘进(万元) 663.93 611.01 维护(万元) 1010.688 1442.688 合计(万元) 1674.618 2053.698

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经济上认为双岩巷上山费用较少。

综合其他因素，选择双岩巷上山采区联合布置方式，巷道布置情况见采区巷道平面图、剖面图。

三、确定工作面回采巷道布置方式

由于采区内煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，各煤层瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小。结合普采面工作特点，故采用沿空留巷掘进方式。

四、工作面推进位置的确定

在采区巷道布置中，工作面布置及推进到的位置应以达到采区设计产量安全为准，工作面应应采用上山开采到距中部5m处，即为是两个采区隔开而设的保护煤柱处。

五、确定通风布置系统

采区通风路线:

新风从阶段运输大巷→采区主石门→采区下部车厂→轨道上山→中部甩车场→区段运输平巷→采煤工作面→区段回风平巷→回风石门→阶段回风大巷。

六、采区上部和下部车场选型

(1)考虑到采用采区上部平车场有车辆运行顺当、调车方便等优点，确定采用上部平车场。 (2)由于采区生产能力较小，故下部车场可选择大巷装车式下部车场，装车站采用折返式 调车。辅助提升下部车厂采用顶板绕道式。

第四节 采区中部甩车场线路设计

一、大巷（双轨），采区轨道上山（单轨），区段石门（单轨），均为 600 mm 轨距。

二、轨道上山作辅助提升时，一次提升一吨矿车3个。

三、采区上部车场采用石门甩车形式，甩车场斜面线路布置方式采用斜面线

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路一次回转方式，单道起坡。

采区上部甩车场的路线设计

设计要求:

1、大巷（双轨）、采区轨道上山（单轨）、区段石门（单轨）、采区材料上山（单

轨）均为600mm轨距。

2、轨道上山作辅助提升时，一次提一吨矿车3个。

设计方案:

该采区开采近距离煤层群，轨道上山布置在底板岩石中，倾角为25°，向区段石门甩车。轨道上山和石门内均铺设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，要求甩车场存车线设双轨高低道，斜面线路布置采用一次回转方式

第二章 采煤工艺设计

第一节 采煤工艺方式的确定

一、选取K2煤层为对象，进行采煤工艺设计。由于K2煤层厚度为3米，属于中厚煤层，硬度系数f=2，结构简单，无断层，瓦斯涌出量较低，涌水量也较少，设计年产量为45万t/a，故采用普采的采煤工艺 二、普采工作面的设备选用国产设备。采煤机：MG463DW 三、采煤与装煤

（一）确定落煤方式

双滚筒采煤机直接落煤装煤,割煤方式为双向割煤，往返两刀。 （二）确定截深

LA0

L1h1 式中： L——日推进度，m/天；

A0——工作面设计生产能力，t/天 ；

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L1——工作面长度，m；取165m h1——采煤机割煤高度，m；取3m

——工作面采出率,对于中厚煤层取0.95； ——煤得容重,t/m3; 将数据带入可得:

L1363.716530.951.32.24m

选择滚筒截深0.63m,日进4刀,采用“三八工作制”，即两采一准的工作制度。三)确定进刀方式

为提高煤炭采出率，选取端部割三角煤斜切进刀方式，如图所示：

A-A12(a)AAA-A21(b)AAA-A12(c)A-A2AA (d)1（a）起始；（b）斜切并移直输送机；（c）割三角煤；（d）开始正常割煤 1——普采面双滚筒采煤机；2——刮板输送机

一)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。 刮板输送机参数 刮板输送机型号 SGB-630/80 电动机型号 DSB—90 适用条件 倾缓斜工作面 电机功率 2×90kw (四、运煤(

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出厂长度 运输能力 刮板链形式 (二)工作面采用液压支架支护 200米 200吨/h>85.3吨/h 圆环链 电机电压 总质量 制造厂 660V 湖北煤机厂 液压支柱参数 （三）布置方式 由于顶板受K1煤层采空区影响，此采区顶板不稳定，所以选用单架依次顺序式的移架方式。这种方式容易保证移架和支护质量，操作简单，但是移架的速度慢，适用于顶板不稳定的采煤工作面。 （四）排距

排距主要有3种规格：0.8m,1.0m,1.2m.满足机道，人行道和堆放支柱，顶深及其他材料的材料道，由于年产量较小（45万t/a）故排距选为1.0m （五）柱距

n支撑高度 伸缩行程 型号 DZ35-20/110Q 3500/2700 800mm 初撑力 泵站压力 油缸直径 底座面积 生产厂商 185.22KN 19.60Mpa 110mm 219 cm2 通化市煤矿机械厂 额定工作阻力 200KN 额定工作液压 20.65 Mpa Pt RtPt——工作面支护强度 Rt——支柱额定工作阻力

——支柱额定工作阻力系数，取0.85

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则n1000.59

0.85200aNS51.5m

NbF(510.63)0.59 N——工作面支柱排数，取最大值5

F——机道上方梁端至煤壁距离，取0.63m S——每根支柱的支护面积（S

（六）最大与最小控顶距

排间距最大控顶为5排，最小控顶为3排。 （七）放顶步距

最大控顶距与最小控顶距之差，即2m （八）确定工作面端头支护及超前支护方式和距离

端头支护采用4架单体支柱加铰接顶梁支护，采用普采开采时，支撑压力分布范围20-30米，峰值点距煤壁前方5-15米，所以超前支护的距离为20米。选用单体液压支柱和金属铰接顶梁支护，铰接顶梁长度为1000mm. （九）支柱高度校核 高度校核：

在实际使用中，一般所选用的支柱得最大结构高度比采高大200mm，最小高度比最小采高小200～300mm。

已知所选用得支架DZ35-20/110Q的最大结构高度为3500mm，最小支撑高度为2700mm，则有

△1=3.5-3=500mm≥200mm，满足要求； △2=3-2.7=300mm≥200mm，满足要求； 故所选支架高度满足工作要求。

(十)确定工作面支柱的数量

所需端头支数量为：

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1） n

N1=5×4=20 支 即需要20支端头支柱。 工作面所需支架数量为： N2=

16541.55 =530 支

1.5则一个工作面共需要液压支柱的数量为： N=N1+N2=20+530=550 支。 (九)采空区处理

一般采用全部跨落法处理采空区。

第二节 工作面合理长度确定

一、煤层地质条件

该采区上山阶段煤层埋藏稳定，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，个煤层瓦斯涌出量低，无自然发火倾向，涌水量小，一般综采工作面取120～180m，由于采区的地质条件好，故工作面可适当取长一些，约165m。

二、工作面生产能力

工作面设计设计设计生产能力为45万t/年，正规循环采用每天进4刀，两采一放。每刀进630mm，一个工作面就可满足采区设计生产力要求。

三、运输设备

采区工作面生产所选用的设备均为国内先进的生产设备，工作面选用200m的刮板输送机能满足工作面的运输要求。

四、顶板管理及通风能力

该采区顶板较稳定，两采一放，采用及时支护，可有效控制顶板冒落等不安全因素，采用全部垮落发处理采空区，如长距离顶板不垮落，可采用人工强制放顶的方法处理顶板问题。另外，工作面的瓦斯涌出量较低，通风问题能够解决。

五、经济合理的工作面长度

工作面的合理长度与地质因素和技术因素的关系十分密切，直接影响工作面的生产效

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率，现在煤矿都向 “一矿一井一面”的高产高效集中化方向发展，一个工作面就可满足采区，甚至是一个矿井的设计生产能力需要。合理的工作面长度不仅生产成本低，而且易管理，可以加快工作面的推进速度，减少巷道的维护时间，降低回采成本，以达到最优的技术经济效益。

第三节 采煤工作面循环作业图表的编制

一、工作面布置层面图(见图纸)、循环作业图表

二、劳动组织表

班 序号 次 时间 工种 1 2 3 4

出勤人数（人） 夜 0-8 12 2 6 1 早 中 小计 8-16 16-24 12 2 6 1 24 4 12 2 在册人数 32 6 16 3 17

采支回工 煤机司机 运输机司机 质检工 5 机电维护工 2 4 2 8 10 6 乳化液泵司机 1 1 1 3 4 7 煤仓放煤工 1 1 2 3 8 变电所值班员 1 1 1 3 4 9 下料工 3 3 4 10 信号工 1 1 2 3 11 班长 2 2 2 6 8 12 技术员 1 1 1 13 材料员 1 1 1 14 工长 1 1 1 3 4 15 区长 1 1 1 16 书记 1 1 1 合 计 30 16 30 76 101

三、技术经济指标表

序 号 项 目 单 位 数 量 备 注 1 煤层厚度 m 3.0 2 煤层倾角 ° 25 3 平均采高 m 3.0 4 采煤机 台 1 5 液压支架 架 530 6 端头支架 架 4 7 刮板输送机 部 1 8 破碎机 台 1 9 转载机 部 1 10 胶带输送机 部 1 11 循环进尺 m 0.63 12 日产量 t 1363.7 18

13 生产方式 两采一准 14 出勤人数 人 108 15 回采工效 t/工 50.5 16 日循环数 个 6 17 采出率 91.5% 参考文献：

1.煤矿开采学（修订本），徐永圻，中国矿业大学出版社，1999.8 2.中国采煤方法，陈炎光，徐永圻，中国矿业大学出版社，1991.8 3.中国采煤方法图集，徐永圻，中国矿业大学出版社，1990 4.中国采煤学，张先尘，钱鸣高，煤炭工业出版社，2003.8

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