采矿工程技术交底大全报告.doc

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1、-前言采矿课程设计是采矿工程专业学习的重要一环，它是继我们学过?井巷工程?、?采矿学?、?矿井通风与平安?等课程，以及通过生产实习之后进展的，其目的是稳固和扩大我们所学理论知识并使其系统化，培养我们运用所学理论知识解决实际问题的能力，提高我们计算，绘图，查阅资料的根本技能，为毕业设计奠定根底。依照教师精心设计的题目，按照大纲的要求进展，要求我们在规定的时间独立完成计算，绘图及编写说明书等全部工作。煤层开采设计是煤炭开采重要环节，而煤矿开采技术根据煤层赋存条件的不同有很大差异。开采式不对会造成煤炭的极大浪费，甚至会造成伤亡事故的发生。在21世纪，能源极为重要的时代，要适应蓬勃开展的社会经济，就必

2、须优化开采技术，表达绿色开采和可持续开展策略，而合理的开采设计则能有效减少煤炭损失，将赋存在地下的煤炭高速度，高效率的回采出，满足祖国经济建立对能源的需求。设计中要求格遵守和认真贯彻?煤矿平安规程?、?煤矿工业矿井设计规?以及制定的其它有关煤炭工业的针政策，设计力争做到分析论证清楚，计算精准，并积极采用切实可行的先进技术，力争使自己的设计到达较高水平，但由于本人水平有限，难免有疏漏和错误之处，敬请教师指正。. z.-目 录第1章绪论.1第2章采区巷道布置22.1 采区储量与效劳年限2采区工业储量、设计可采储量的计算2效劳年限计算与采区采出率的验算32.2 采区的再划分32.2.1 确定采煤工作

3、面长度32.2.2 确定采区的区段数目42.2.3 确定工作面生产能力42.2.4 确定采区同采工作面数目及工作面接替顺序42.3确定采区准备巷道布置和生产系统42.3.1 完善采区开拓巷道布置4采区巷道布置系统案的分析比较52.3.3确定回采巷道布置式.72.3.4上下区段工作面交替生产的通风系统.72.3.5采区上、下部车场的选型.72.4 采区中部甩车场线路设计.8第3章 采煤工艺设计133.1 采煤工艺式确实定.133.2 工作面合理长度确实定.163.3 采煤工作面循环作业图表的编制.17第4章课程设计总结18第5章 参考文献.19. z.-第1章 绪论采矿课程设计是采矿工程专业学习

4、的重要环节。这次设计任务，煤层地质构造条件理想，我所在的组的设计任务是煤层平均倾角为20 度，年生产能力为90万吨。在设计过程中，我充分利用?采矿学?上所学知识，结合煤层构造实际情况，认真准确计算为原则，从技术和经济上着手，设计了一套在技术上可行，在经济上优越的采区设计案。由于自己能力有限，理解不够深刻，难免会出现错误，希望教师加以一定的帮助与更正。以下是具体设计题目的条件。1.设计题目的一般条件：*矿第一开采水平上山阶段*采区开采K1煤层，煤层平均厚度3.5m，顶底板岩性如下表所示。该采区走向长度2500m，倾斜长度980m，采区各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，K1煤层属简单构造煤层，

5、硬度系数f=0.3，该采区K1煤层具备突出危险性，瓦斯含量为12m/t。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效劳的一条运输大巷布置在K3煤层底板下25m处的稳定岩层中，为满足该采区产系统所需的其余开拓巷道可根据采煤法不同由设计者自行决定。2.设计题目的煤层倾角条件 煤层平均倾角为20度。3.设计采区煤层及顶底板情况如下表1-1厚度(m)岩性描述4.60薄层泥质细砂岩，稳定3.20灰色细砂岩，中硬、稳定0.3碳质页岩，松软3.5K1煤层，煤质中硬，=1.30t/m3.20灰白色粗砂岩、坚硬24.68灰色中、细砂岩互层表1-1 设计采区煤层及顶底板情况第2章 采区

6、巷道布置2.1 采区储量与效劳年限采区工业储量、设计可采储量的计算确定采区生产能力：采区生产能力是采区准备式中重要参数，它不仅对准备巷道布置有较大影响，而且是采煤法和生产系统等经济技术合理性的集中反响，确定采区生产能力的依据： 1采区生产能力与煤层赋存条件及地质条件相适应。 2采区生产能力与采区的合理的同采数目相适应。 3采取生产能力与采区储量相适应，以保证采区平衡生产的稳产期。 综上所述，采区生产能力定为90万吨/年。采区工业储量Zg=HLm (式2-1)式中： Zg- 采区工业储量，万t； H- 采区倾斜长度，980m；L- 采区走向长度，2500m；m- 煤层的厚度，3.5m；- 煤的容

7、重，=1.30t/m；Zg=98025003.51.3=1114.75万t。采区设计可采储量：矿井可采储量Z是矿井设计的可以采出的储量，故Z=Zg-PC (式2-2)式中：Z- 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0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.8。此处取0.8。 P=2500102+9801023.51.3+809603.51.3 =66.7万吨。Z=Zg-PC=1114.75-66.70.8=838.4万吨。 效劳年限计算与采区采出率的验算当矿井生产能力A一定时，可以计算出设计效劳年限T。T=ZAK (式2

8、-3)式中K矿井储量备用系数，矿井设计一般取1.3。 T=ZAK=838.4901.3=7.2年验算采区采出率。采区采出率=采区实际采出量/采区工业储量100%1114.75=94%80% 符合规定。2.2 采区的再划分2.2.1 确定采煤工作面长度合理的工作面长度能为工作面高产高效创造条件，在一定围增加工作面长度能获得较高产量并提高效率，降低本钱，同时加大工作面长度，可以相对减少区段数目，减少巷道掘进量。根据本采区煤层的根本条件，该煤层倾向长度有980米，且采煤工艺选取的是综采工艺，单一走向长壁采煤法，一次采全高。由?采煤学?知：综采工作面长度为150240m，巷道宽度为45m，本设计选取5

9、m，且生产能力为90万吨，最终选取4个区段，区段煤柱选10m，故工作面长度为：L1=L-2q-【(2L2+p) n-p】/n 式中：L1工作面长度，m； L2区段平巷宽度，m；L采区倾向长度，m； q采区上下边界预留煤柱宽度，m；P护巷煤柱宽度，m； n区段数目，个；L1=980-210-【(25+10) 4-10】/4=222.5取5的整数倍，所以取220米。2.2.2 确定采区的区段数目 4个。2.2.3 确定工作面生产能力采区生产能力的根底是采煤工作面生产能力，而采煤工作面的产量取决于煤层厚度、工作面长度及推进度。工作面日生产能力:Qr=A/T式中Qr工作面日生产能力，t/d; A采区生

10、产能力，t/a； T年工作日，330d。所以Qr= A/T=900000/330=2727.27t/d。2.2.4 确定采区同采工作面数目及工作面接替顺序本设计生产能力90万t/a，且工作面生产能力2727.27 t/d。采用单面达产，以实现高产高效集中化生产，满足矿井的生产需求。采区工作面布置双翼布置如表2-1：1101停采线80m1102110311041105110611071108表2-1 煤层的区段划分工作面接替顺序：1101-1102-1103-1104-1105-1106-1107-11082.3 确定采区准备巷道布置和生产系统2.3.1 完善采区开拓巷道布置运输大巷布置在K3煤

11、层底板下25m处的稳定岩层中，回风大巷布置在煤层底板下25米的岩层中，通过回风门与工作面相连。采区巷道布置系统案的分析比较；就上山数目、位置提出布置案，并进展技术分析与经济比较。因为该煤层为高瓦斯，所以布置三条上山用来满足运输、行人和通风的要求。下面列出两条可行性案进展比较：案一：三条岩上山，将三条上山都布置在层底板岩中，上山位于采区走向中央，通过门与煤层相连，其中轨道上山布置在距离底板10m处，运输上山布置在下煤层15m处。案二：一条煤层上山、两条岩上山，将回风上山布置在煤层的煤层底板中，其中轨道上山布置距离底板10m处，运输上山布置在下煤层15m处。两种案经济性比较表2-2 巷道掘进费 单

12、位：万元案工程名称案一案二单价工程量费用万元工程量费用万元岩上山m15789603=2880454.469602=1920302.98煤层上山m128400960123.26岩平巷(元/m)1152210sin204=233.926.9500合计481.41426.24表2-3 维护费用表 单位：万元案工程名称案一案二单价工程量费用万元工程量费用万元岩上山m406.7288077.18192051.46煤层上山m906.70.000.0096057.89岩平巷(元/m)806.7233.912.5400合计89.72109.35表2-4 辅助费用表 单位：万元案工程名称案一案二单价工程量费用万

13、元工程量费用万元岩上山11642880335.231920223.49煤层上山116400960111.74岩平巷1065233.924.5600合计359.79335.23案一：合计费用：481.41+89.72+359.79=930.92万元案二：合计费用：426.24+109.35+335.23=870.82万元两种案技术性比较表2-5 技术案比较案一案二优 点：三条上山均布置在岩中，巷道稳定，受采掘干扰较小，且维护容易节省了一条岩上山，减少了掘进费用缺 点岩工程量大，掘进费用高，工期长回风上山不易维护，维护费用高，需要保护煤柱。从以上比照中可以看出，两岩一煤上山所需费用较少，在经济上更

14、为合理，沿煤层掘进具有超前探煤的作用，再加上现在我国煤巷支护技术有了很大的提高，完全可以满足煤层上山的需要，综合考虑以上因素，确定的在岩层里布置两条上山。即：选两条岩上山、一条煤层上山式布置生产系统。2.3.3确定回采巷道布置式回采巷道布置式.：沿空掘巷式。分析：采区各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，煤层具备突出危险性，瓦斯含量为12m/t。可采用沿空掘巷开采。说明：在采区巷道布置平面图，工作面布置和推进的位置应以到达采区设计产量及平安为准。工作面推进到距回风大巷20米处的位置时停顿，即为避开采掘超前影响所留设的20m护巷。2.3.4上下区段工作面交替生产的通风系统，如图2-1。图2-1

15、区段接替期间同时生产时通风系统2.3.5采区上、下部车场的选型采用上部平车场，车辆运行顺当，调车便。采区下部车场选用大巷装车顶板绕道式车场，调车便，线路布置紧凑，工程量小。2.4 采区中部甩车场线路设计一、 轨距大巷双轨，采区轨道上山单轨，区段门单轨均选用600mm轨距。二、 轨道上山作辅助提升，一次提升一吨矿车3个，设备型号轨型：15kg/m三、 中部车场设计第二节 斜面线路联接系统各参数计算 道岔选择及角度换算。 由于是辅助提升，两组道均选用DK 615-4-12右道岔。岔道参数：1 = 2 = 1415，a1 = a2 = 3 340 mm，b1 = b2 = 3 500 mm以下非经注

16、明，长度单位均为mm斜面线路一次回转角1 = 1415；斜面线路二次回转角 = 1 + 2 = 2830。一次回转角1的水平投影角1为：1 = arc tan(tan1/cos) = arc tan(tan1415/cos20) = 143318 (20为轨道上山倾角)。二次回转角的水平投影角为： = arc tan(tan(1 +2)/cos) = arc tan(tan2830/cos20) = 290203 (20为轨道上山倾角)。一次伪斜角为： = arc sin(cos1sin) = arc sin(cos1415 sin20) = 113732二次伪斜角为： = arc sin(1

17、 +2)sin) = arc sin(cos2830 sin20) = 103141 计算斜面平行线路联接点各参数。图2-2 斜面平行线路联接设计采用中间人行道，线路中心距S定为1 800。为简化，斜面联接点线路中心距取与S同值。斜面联接点曲线半径取9 000，则B = Scot2 = 1 800 cot 1415 = 7 088mmT1 = Rtan0.52 = 9 000 tan (0.5 1415) = 1 125mmL = B + T1 = 7 088 + 1 125=8 213mmm = S/sin2 = 1 800/sin 1415 = 7 313mm2确定竖曲线的相对位置 竖曲线

18、各参数计算。取高道平均坡度iG = 11，G = arctaniG = 3749；取低道平均坡度iD = 9，D = arctaniD = 3056；取低道竖曲线半径iD=9 000；暂定高道竖曲线半径iG = 20 000。高道竖曲线各参数计算：G = G =1031413749 = 95352hG = RG(cosGcos) = 20 000(cos3749cos103141) =336lG = RG(sinsinG) = 20 000(sin103141sin3749) =3 434TG = RGtan0.5G = 20 000 tan(0.5 95352) = 1 732KPG = R

19、GG /57.3 = 20 000 9.9/57.3 = 3 455同理可求得低道各参数：D = 110237、hD = 151、lD = 1 723、TD = 867、KPD = 1 734mm 最大上下差H的计算。辅助提升时，存车线长度按2钩车长度考虑，每钩车提一吨矿车3辆，故高、低道存车线不于2 2 3 = 12 m。现暂取12 m，起坡点间距暂设为零，则：H = 12 000 11+12 000 9 = 132 + 108 = 240mm。暂定存车线长度及起点间距是为了计算上下差H，该二暂定值将以计算为准。 竖曲线相对位置确实定。负号说明低道起坡点超前于高道起坡点。其间距根本满足要求，

20、说明前面所取RG为20 m适宜。3高、低道存车线各参数计算 闭合点O的位置计算，如以下图所示。设低道的高差为*，则tanD = */LhG = 0.009tanG = H*/LhG = 0.011式中* = L2iD = 388 9 = 3.5，解上二式得*3.5/0.009 = 249*/0.011* = 110LhG = 1103.5/0.009 = 11833mm 计算存车线长度。高道存车线长度为11 833。低道存车线长度11 833 + 388 = 12 211自动滚行段。由于低道处于外曲线，故低道存车线总长度为12 221 +kP = 14 136。 平曲线各参数计算。平曲线半径R

21、 = 9 000平曲线外半径R外 = 9 000 + 1 800 = 10 800平风线转角 = 90290203 = 605757Kp = R90/57.3 = 9 000 60.97/57.3 = 9 576Kp外 = R外90/57.3 = 10 800 60.97/57.3 = 11 491Kp = Kp外Kp = 11 4919 576 = 1 915T = Rtan90/2 = 9 000 tan605757/2 = 5 298T外 = R外tan90/2 = 10 800 tan605757/2 = 6 357 计算存车线直线段长度d。d = LhDC1Kp外LhD为低道存车线总

22、长，等于14 316C1平、竖曲线间插入段，取2 000d = 14 3162 00011 491 = 645即在平曲线终止后接645 mm的直线段，然后接存车线第三道岔的平行线路联接点。 计算存车线单开道岔平行线路联结点长度Lk存车线道岔选用ZDK615-4-12，参数同前。则：Lk = a + B + T1 = 3 340 + 7 088 + 1 125 = 11 5334甩车场线路总平面轮廓尺寸及坡度计算。纵断面线路的各点标高计算。设第二道岔岔心O的标高h = 02点标高h = LL1sin = (8 2131 346) sin103141 = 1 2553点标高h = hh = 1 2

23、55336 = 15914点标高h = h130 = 1 721 (LhGiG) = 11 833 0.011 = 330)5点标高h = h = 17216点标高h = h110 = 1 831 (LhDiD) = 12 221 0.009 = 110)7点标高h = h+ hD = 1 831 + 151 = 1680验算标高是否闭合。1点与7点高差h为：h = (msin + T1sin) = (7 313 sin113732 + 1 125 sin103141)=1 680计算结果与7点标高一样，故标高闭合，计算无误差。设及相对标高为0.000 m点标高为：h2 = AOsinDcos

24、D = 34 800 sin3423 cos3423 = 0.346 m点标高为：h3 = h2TDsinD + TDsin = 0.3462. sin3423 + 2. sin25 = 0.497 、标高为：h4 = h4= h3+lCDsin = 0.497 + 2.186sin sin25 = 1.687 m 标高为：h2= h4(TGsin + TGsinD) = 1.687(3.262 sin25 + 3.262 270 = 0.28 m以高道计算：h2= BOsinGcosG = 35 sin270 cos270= 0.28 m上下道闭合无误。第3章采煤工艺设计3.1 采煤工艺式确

25、实定1、采煤工艺本设计采区的煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，属简单构造煤层，煤厚3.5米，采用综采，一次采全高。可以实现高采、高效、平安、低耗、且劳动条件好，劳动强度较小。主要工序：割煤移架推移输送机2、设备选型选用国产设备见表3-1序号名称型号数量1采煤机MG300/690-W12刮板输送机SGZ764/40013液压支架ZZS6000-17/371474端头支架PDZ掩护式65刮板机SZZ-764/132,16胶带输送机SSS1000/21601表3-1 设备型号资料表3、采煤与装煤落煤式：机械落煤确定截深：e=Qr/( L1drC)e-采煤工作面日进尺，米；Qr-工作面日生产能力；L

26、1-工作面长度；d-煤层厚度；C-工作面采出率，%；取0.95。e=Qr/( L1drC) =2727.27/2203.51.30.95=2.87米所以选择滚筒截深800mm,日进四刀,采用“三八制，两采一准备的工作制度。则工作面日进尺0.84=3.2米。进刀式：采区割三角煤端部斜切进刀式，往返一次进两刀。根据煤层的实际情况，选用采煤机型号为MG300690-W，其各项参数如表3-2。型号MG300690-W采高1.8m4.2m适应硬度03煤层倾角40截深800mm滚筒直径1.8m卧底量314mm牵引式液压无链牵引力45KN牵引速度06.6mmin电压1140V电机功率2345KW总质量41吨

27、设计单位鸡西煤矿机械集团表3-2 采煤机主要参数割三角煤法进刀过程如图3-1：图3-1 割三角煤进刀式采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤，如图3-1a。 调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段反向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机送机移直，如图3-1b。 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3-1c。 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3-1d。4、运煤使用刮板输送机、机、破碎机、胶带输送机运煤。工作面可弯曲刮板输送机型号：SGD630/，其各项参数如表3-3型号SGD630适用

28、条件缓斜2.84.5综采面出厂长度200米运输能力400吨/h刮板链形式双边链电动机型号DSB90电机功率290kw电机电压1140V总质量117.31吨制造厂厂、西北一厂、厂表3-3 刮板输送机主要参数5、工作面顶板支护液压支架型号：ZZ400/18/38；端头支架型号：T1C5480-22/42 移架式：顺序移架；支护式：为防止片帮和冒顶，因此选用及时支护。工作面支架需用量：220/1.5=147，其主要参数如表3-4支架型号ZZS6000-1737外形尺寸5725mm1450mm1700mm支撑高度1.73.7 m工作阻力6000KN初撑力5105KN支架中心距1500mm支护强度0.8

29、10.91Mpa支架移架步距8001100 mm支架重量19吨生产厂庆江机械厂表3-4 液压支架主要参数支架校核： 强度校核：P=(48)Mr式中M-采高，3.5米 r-容重，1.3t/m3因为地质条件较好，按6倍采高计算Pk1=63.51.39.8=267.54Pk3=62.51.39.8=191.1Pk1、Pk3均小于707KN,符合要求。 高度校核hma*=Hma*+(0.2-0.3)mhma*-支架最高距离，Hma*-采高最大高度。Hma*1+(0.20.3)m;H取3.5米，顶板距离取300mm，3.5+0.3=3.8米，支架hma*所以符合规定。6、处理采空区 采用全部垮落法。3.

30、2 工作面合理长度确实定1煤层地质条件地质构造简单，采区无地质变化，煤层厚度稳定，而且倾角20度，不大且稳定，工作面适当加长可增加效益。2、工作面生产能力 Q= L1dreCd L1-工作面长度；d-煤层厚度；C-工作面采出率，%；取0.95； e-采煤工作面日进尺，米； d-年工作日，330d。Q=22040.83.51.30.95330=100.42万吨。所以此设计符合生产需要。3、运输设备及管理水平工作面所用运输设备为国产成熟设备，技术先进，性能可靠，完全可以保障生产需要，采区的生产技术人员要具备一定经历，认真组织施工。4、顶板管理及通风能力1.工作面选用液压支架为支撑掩护式，工作阻力大

31、，技术可靠，对顶板管理比较有利。2.煤层瓦斯涌出量大，设计的采区巷道具有足够的断面，且巷道风速不大于4m/s，通风能力满足生产需求。5、经济合理的工作面长度加大工作面长度，可相对减少区段数，减少煤柱损失，提高采出率。增加经济效益，相对减少巷道掘进费、维护费，故工作面长度确定为220米。3.3 采煤工作面循环作业图表的编制 图3-2 循环作业图表第4章课程设计总结这次?采矿学?课程设计，在 教师的认真细心的指导下，经过了为期两的时间，我的设计最终全部完成。在尾声中，我要首先感教师意思不苟的指导和同学们的无私奉献的帮助。这次设计任务，煤层地质构造条件理想，我所在的组的设计任务是煤层平均倾角为20

32、度，年生产能力为90万吨。在设计过程中，我充分利用?采矿学?上所学知识，结合煤层构造实际情况，认真准确计算为原则，从技术和经济上着手，设计了一套在技术上可行，在经济上优越的采区设计案。 在这次设计过程中，我对工作面层面布置和采区回采巷道的设计有了更进一步的理解和认识，学到了很多知识，以零号图纸绘制工作面布置层面图1：50和采区巷道布置平面图1：2000及其剖面图1：2000的过程中，从多细节问题处到达了很多益处，同时增强了动手能力，加强了CAD操作的熟练程度。 在编制课程设计的过程中，对?采矿学?课本上的知识又重新梳理了一遍，对采矿的很多知识比以前认识更深了，还有?通风平安?这本书，对全矿井的通风有的更加全面的理解，自己比较满意本次设计。 通过这次课程设计，让我经历了一个采区巷道和工作面设计到开采的全过程，这将是我以后学习和工作的财富，会对我以后的学习和工作有着很大的指导和帮助。 最后再次感指导我和帮助过我完成此次课程设计的教师和同学！第5章参考文献1永圻，?采矿学?，：中国矿业大学，2003。2荣立.国伟，铎?采矿工程设计手册?，：煤炭工业，2003 。3?煤矿平安规程?，：煤炭工业，2011.2。4?煤矿综采采区设计规?,中国方案，GB50536-2009。5永圻，?煤矿开采学?修订本，：中国矿业大学，1999。. z.