1、1、采礦學課程設計大綱設計題目的條件（1）某礦第一開采水平上山階段某采區(qū)自上而下開采Kl、K2和K3煤層，煤層厚度、煤層間距及頂底板巖性見綜合柱狀圖。該采區(qū)走向長度2100m，區(qū)內各煤層埋藏平穩(wěn)，埋深較深淺，地質構造簡單，無斷層，K1煤層屬簡單結構煤層，硬度系數f=2，K2和K3煤層屬中硬煤層，各煤層瓦斯涌出量較低，自然發(fā)火傾向較弱，涌水量也較小。設計礦井的地面標高為+30m，煤層露頭為-30m。第一開采水平為該采區(qū)服務的一條運輸大巷布置在K3煤層底板下方25m處的穩(wěn)定巖層中。（2）設計題目的煤層傾角條件2煤層平均傾角為16，階段傾斜長度1000m。 設計采區(qū)產量150萬t/a.第一章采區(qū)巷道

2、布置第一節(jié)采區(qū)儲量與服務年限1.1.1采區(qū)工業(yè)儲量采區(qū)工業(yè)儲量為：Q=SM=210000012.11.30= 3303.3萬噸；S采區(qū)面積，m2；M煤厚，m；容重， tm3；1.1.2采區(qū)煤柱損失：P1=（2252100+302950+225950+5151990）1.306.9=334.1萬噸；P2=（2252100+202950+225950+5151990）1.303.0= 137.4萬噸；P3=（2252100+202950+225950+5151990）1.302.2= 100.8萬噸；注：P1為K1煤層保護煤柱；P2為K2煤層保護煤柱；P3 為K3煤層保護煤柱1.1.3采區(qū)生產能力

3、本采區(qū)為一個工作面生產。1）工作面的生產能力工作面生產能力由式11計算：A0=LV0MC0 11式中：L工作面長度，m； M煤層厚度，m； V0工作面年推進長度，m/年； 煤層容重，tm3； C0放頂煤工作面回采率，取c0.75。則 A0=15015846.91.300.75=159.8萬噸/年2）采區(qū)生產能力 采區(qū)生產能力由式12計算：AB= k1 k2 A0i 12式中：AB采區(qū)生產能力； k1采區(qū)掘進出煤系數，取為1.1；k2工作面之間出煤影響系數，由于同采的工作面?zhèn)€數為1，故k2=1； A0i工作面生產能力；則 AB=1.11159.8=175萬噸/年。故采區(qū)將能滿足礦井產量要求。1.

4、1.4采區(qū)的可采儲量采區(qū)的可采儲量Z按下式計算：Z=(Q-P) C 13式中：Q采區(qū)工業(yè)儲量； P各種永久煤柱的儲量之和， P=334.1+137.4+100.8=572.3萬噸；C 采區(qū)回采率，厚煤層不低于0.75；中厚煤層不低于0.80；薄煤層不低于0.85；本礦取0.8。則Z=(Q-P) C=（3303.3-572.3）0.8=2184.8（萬噸）由此可得本采區(qū)的可采儲量為2184.8萬噸。采區(qū)的服務年限的計算：T = Z/(AK) 14式中：T采區(qū)設計服務年限，年； Z采區(qū)可采儲量，2184.8萬噸； A采區(qū)設計生產能力，150萬噸/年； K儲量備用系數，取1.4；由14式得：T=21

5、84.8/(1501.4)=10. 4年；1.1.5采區(qū)采出率以下面公式計算采區(qū)采出率： 15采區(qū)開采過程中的煤柱損失主要有：工作面落煤損失，約占3%7%，這里取為5%；采區(qū)煤柱損失。則采區(qū)采出率= =78%第二節(jié)采區(qū)內的再劃分1.2.1回采工作面長度的確定影響工作面長度的因素有煤層賦存條件、機械裝備及技術特征、巷道布置。該采區(qū)的煤層特征如煤層柱狀圖所示，其煤層賦存條件好，地質條件簡單。該礦井設計為綜合機械化程度高的現代化礦井，要求工作面有較大生產能力，故選用較長的采煤工作面。一般綜采面的長度范圍為150200m，本設計選擇工作面的長度為150m。1.2.2確定區(qū)段斜長和區(qū)段數目采區(qū)傾斜長度為

6、1000m，采區(qū)工作面長度定為150m，區(qū)段平巷采a單巷布置，在回采下區(qū)段時，留15m煤柱。區(qū)段上下平巷的寬度約為4.5m，因此，區(qū)段斜長為174m，對該數進行調整，取為180m。采區(qū)區(qū)段數為5個。1.2.3采區(qū)內工作面的接替順序采區(qū)內工作面的接替順序為左右兩翼跳采接替，區(qū)段接替采用由上往下依次接替。第三節(jié)確定采區(qū)內準備巷道布置及生產系統(tǒng)1.3.1采區(qū)形式采用綜合機械化采煤法的采區(qū)，要求有一定的走向長度，采區(qū)走向長度，采用雙翼采區(qū)布置，每翼走向長度，已滿足綜合機械化工作面走向長度的要求，故采區(qū)形式采用雙翼采區(qū)布置形式。1.3.3煤柱尺寸的確定采區(qū)內的煤柱主要是采區(qū)邊界煤柱、采區(qū)上山保護煤柱以及

7、水平大巷保護煤柱。為防止采空區(qū)矸石的冒落，采區(qū)兩邊各留設25m的采區(qū)邊界煤柱。水平運輸大巷布置在距K3煤層底板25m下的穩(wěn)定砂巖巖石中。采區(qū)上山布置在巖層中，由于上山使用時間長，上山每側各留設30m的上山保護煤柱。采區(qū)內地質構造情況簡單，無斷層、褶皺、陷落柱及其它影響回采的復雜地質構造，所以采區(qū)內不留設此類煤柱。區(qū)段平巷采用留15m煤柱。采區(qū)煤柱留設方法見表11。表11 采區(qū)煤柱尺寸煤柱上山保護煤柱采區(qū)邊界煤柱區(qū)段護巷煤柱寬度（m）30225151.3.4采區(qū)上山根據采區(qū)煤層賦存穩(wěn)定、采區(qū)地質構造簡單的條件，采區(qū)上山可以提出三種布置方案。第一方案：采區(qū)上山聯(lián)合布置。在距 煤層 的底板巖層中布置

8、兩條上山，上山位于采區(qū)走向中央，通過石門與煤層聯(lián)系。兩條上山間距20 。第二方案：采區(qū)上山聯(lián)合布置。在 煤層中布置兩條上山，間距20 ，上山位于采區(qū)走向中央。第三方案：采區(qū)上山聯(lián)合布置。其中一條布置在采區(qū)中央的煤層中；另一條布置在 煤層底板巖層中，距 煤層10 。煤層上山為輸送機上山，巖層上山為軌道上山。1.3.5 聯(lián)絡巷道由于本采區(qū)采用上山聯(lián)合布置，在聯(lián)絡巷道的布置上，采用區(qū)段石門溜煤眼結合的聯(lián)系方式。第一方案中的溜煤眼分煤層設置，即、煤層均在本煤層的區(qū)段運煤平巷中設溜煤眼與采區(qū)運輸上山聯(lián)系。第二、三方案中輸送機上山均布置在煤層中，故僅煤層區(qū)段運輸平巷用溜煤眼與運輸上山聯(lián)系。各方案的軌道上山

9、均用石門與煤層區(qū)段軌道平巷相聯(lián)系。各方案采區(qū)巷道布置圖見圖1-1、圖1-2、圖1-3。根據已提出的方案及方案比較的原則，三個方案中相同的部分可不參加比較，故區(qū)段巷道布置方案不參加比較，僅就采區(qū)上山及聯(lián)絡巷道進行比較。方案的技術比較見表1-2。由比較可看出，第三方案實際為第一、二兩個方案結合的結果，較第一、二方案并無明顯的特點，故該方案不參加經濟比較。方案的經濟見表1-3和表1-4。通過經濟技術比較可以看出，第二方案雖具有經濟上相對較省（初期投資少4%，總投資少10%左右）的特點，但較后期巷道維護費用高及工作組織復雜，由于k3煤層底板巖層穩(wěn)定巖巷易于維護且通風阻力小巷道斷面大等情況的優(yōu)點。故選用

10、第一方案。1.3.7采區(qū)上山布置為了減少上山的維護費用，因此將上山布置在k3煤層底板巖石中。由于該采區(qū)開采3層煤聯(lián)合布置采區(qū)，瓦斯涌出量不大，煤層賦存情況已基本探明，故確定采區(qū)上山的數目為二條，即一條運輸上山，一條軌道上山。軌道上山距煤層底板15m，運輸上山距煤層底板20m，兩上山水平距離為20m。采區(qū)上山布置如圖1-4所示。上山巷道斷面設計見圖1-5、1-6。圖1-4采區(qū)上山的布置采區(qū)圖15采區(qū)軌道上山圖16采區(qū)運輸上山1.3.8區(qū)段平巷的布置該采區(qū)開采單一厚煤層，煤層厚度為6.9m，將區(qū)段平巷布置在煤層中。為達到設計產量，盡量集中生產，區(qū)段依次接替。由于采區(qū)的涌水量不大，煤層賦存穩(wěn)定，且煤

11、層采用綜采放頂煤開采，工作面需等長布置，因此區(qū)段平巷采用單巷布置。區(qū)段平巷均采用矩形斷面，錨網支護。1.3.9采區(qū)車場選型設計1）采區(qū)上部車場形式選擇由于該采區(qū)煤層傾角為16，為緩傾斜煤層，絞車房距總回風巷的距離較近，故采區(qū)上部車場選用雙道變坡順向平車場。其優(yōu)點是車輛運行順當，凋車方便，回風巷短，通過能力大；缺點是車場巷道斷面大，不宜維護。軌道上山以水平的巷道與區(qū)段回風平巷相連，絞車房布置在與回風巷同一水平的巖石中。采區(qū)上部車場如圖17所示：2）采區(qū)中部車場選擇本采區(qū)生產能力大，煤層傾角為16，軌道上山布置在距煤層底板15m的巖石中，故選用中部車場的形式為雙道起坡不設高低道甩入石門的中部甩車場

12、，其斜面線采用一次回轉方式。該車場特點是提升牽引角小，鋼絲繩磨損小，操車方便，斜面線路短，有利于減少提升時間，但交岔點長，對開鑿維護不利。采區(qū)中部車場如圖18所示。 圖18 采區(qū)中部車場3）采區(qū)下部車場由于該采區(qū)煤層傾角為16，上山通常提前下扎，并在大巷底板變平，底板圍巖條件較好，因此選用大巷裝車頂板繞道式下部車場。其優(yōu)點是車場布置緊湊，工程量省，調車方便，但繞道出口交岔點距裝車站近，線路布置困難，繞道維護條件較差。其車場見圖19所示。圖19 采區(qū)下部車場1.3.10 采區(qū)通風采區(qū)內上、下區(qū)段，相鄰工作面交替期間同時生產時的通風系統(tǒng)如圖110所示：圖110 通風系統(tǒng)示意圖設計第二章 采煤工藝方

13、式第一節(jié) 采煤工藝方式的確定本采區(qū)可采煤層的特征如下表所示：根據可采煤層的特征表，該煤層群為傾角為16的緩傾斜厚煤層，在采區(qū)范圍內，煤層結構單一，賦存穩(wěn)定。綜合考慮分層綜采采煤法和綜采放頂煤采煤法的優(yōu)缺點，決定選用走向長壁全部垮落一次采全高綜采放頂煤采煤法。2.1.1回采工作面長度的確定影響工作面長度的因素有煤層賦存條件、地質構造影響、煤層中瓦斯的涌出量及其防治措施、采區(qū)通風的條件及存在問題、機械裝備及技術特征、巷道布置等。該采區(qū)的煤層特征如上表21所示，其煤層賦存條件好，地質條件簡單，無大的地質構造影響，煤層走向起伏不明顯，瓦斯含量相對較低，通風條件良好，工作面生產能力大 。該礦井設計為綜合

14、機械化程度高的現代化礦井，要求工作面有較大生產能力，故選用較長的采煤工作面。一般綜采面的長度范圍為150200m，本設計選擇工作面的長度為150m。2.1.2工作面的推進方向和推進度由于后退式的工作面和巷道的維護條件好，工作面的推進方向確定為后退式。綜放工作面的連續(xù)推進長度一般不宜小于8001000m。另外，考慮到工作面搬遷次數及煤損隨工作面推進距離增大而減少，結合礦井設計生產能力和所選用滾筒采煤機技術參數，可得出綜放工作面的推進度為： V0=C。XT式中：V。工作面推進度；C。滾筒截深；X日循環(huán)刀數；T年工作日；V0=0.86330=1584 m/a2.1.3綜放工作面的設備選型及配套1）工

15、作面配套設備的選擇綜采工作面的采煤機、刮板輸送機和自移式支架在幾何尺寸、生產能力和服務時間方面配套是實現工作面高產高效的前提。綜采工作面內的主要裝備要在狹小的空間內正常運轉，做到互不影響，互為依存。采煤機應能夠割至最高采高，又能割至底板。工作面生產能力取決于采煤機的落煤能力，而工作面輸送機、液壓支架、平巷中的轉載機、破碎機和可伸縮膠帶輸送機等設備的能力都要大于采煤機的生產能力，通常按富裕20考慮。為發(fā)揮綜采設備的優(yōu)勢，保證工作面高產，工作面輸送機的運輸能力要大于采煤機的落煤能力，液壓支架的移架速度要大于采煤機的運行速度。其設備設備選型及配套應遵循以下原則：（1）液壓支架應能適應煤層厚度的變化和

16、頂板的下沉，要在最大采高或煤厚時支得起并有一定富裕，在最小采高或煤厚時卸得掉。（2）采煤機選型的原則、適合特定的煤層地質條件，采煤機的采高、截深、功率、牽引方式等選取合理，有較大的適用范圍。、滿足工作面生產能力要求，采煤機實際生產能力大于工作面設計生產能力。、采煤機性能好，可靠性高，各種保護功能完善。、采煤機的選型應與礦井設計生產能力相適應。（3）、刮板輸送機的選型原則、刮板輸送機的輸送能力要大于或等于采煤機或刨煤機的生產能力。、刮板輸送機的溜槽長度要與液壓支架的寬度相匹配。、刮板輸送機的溜槽與液壓支架的推移千斤頂的連接裝置和配合間隙要匹配。工作面的關鍵參數見表22：表22工作面關鍵參數表工作

17、面長度(m)煤厚(m)煤層結構所需支架類型1506.9簡單，無夾矸支撐掩護式根據工作面的關鍵參數，查綜采綜掘高檔普采設備類型配套圖集,選用配套編號ZC140ZZPF33的配套設備。三機標準型號見表23；ZZPF4800/17/33型液壓支架主要技術特征見表24；MXA-300/3.5D型采煤機主要技術特征見表25；SGZ764/500型刮板輸送機主要技術特征見表26；表23三機標準型號表液壓支架采煤機刮板輸送機ZZPF4800/17/33MXA-300/3.5DSGZ764/5002）液壓支架的校核（1）支架工作阻力校核工作面頂板為級頂板，根據放頂煤開采技術與放頂煤液壓支架一節(jié)說明，工作面阻力

18、可按支撐頂煤和跨落帶巖重計算，并乘以一個動壓系數，見式2-1。P=KLa(rhLZ+r1ih1i L1Ki)cosa 21式中： K動壓系數，一般取1.5-2.0，此處取1.8；La支架寬度，1.5m/架；r放煤平均容重，1.45KN/m3；h放煤厚度，4.2m；LZ頂煤跨落步距，6.2m；r1i跨落帶中第I層老頂分層容重，18 KN/m3；h1i跨落帶中第I層老頂分層及附加巖層厚度，7m；L1Ki跨落帶中第I層老頂分層的巖塊長度，12m；a煤層傾角，16。帶入數據得：P =1.51.5(1.4546.2+18712) cos16 =3351.90KN根據ZZPF4800/17/33型放頂煤支

19、架的特性表可知，工作阻力為4800KN。經演算，工作面阻力P不大于支架額定工作阻力的80%，符合控頂設計對支架工作阻力的要求。（2）支架初撐力校核對于老頂來壓強烈的工作面，支架的初撐力應適當加大，約為額定工作面阻力的75%為宜。則 P0=75%3351.90=2513.90（kN/架） 由液壓支架技術特征表可知，所選支架初撐力為3958KN，符合控頂設計對支架初撐力的要求。（3）支架的結構參數校核支架的結構參數，主要是取定支架的最大最小高度，一般確定支架高度按式2-3與式2-4計算。Hmin=Mmin-S2-a 23Hmax=Mmax-S1 24式中： Mmin、Mmax與煤層相應的最小最大采

20、高，m；Hmin、Hmax支架的最小最大結構高度，m；S2掩護式支架的頂梁尾端最大下沉量其值為：S2=dMmaxR2 ；d頂板級別系數，取0.025；R2支架后柱或掩護式支架的頂梁尾端到煤壁距離，m；S1前柱處的最小下沉量，即移架后還未形成循環(huán)下沉量以前前柱處頂板下沉量，其值為：S1 = dM minR1；R1前柱到煤壁的距離，m；A支架在前移時的可縮余量，本設計取0.05m；將有關的數據代入式2-3與式2-4得（由于工作面采用放頂煤開采，割煤高度為2.7m，因此，Mmax、 Mmin均為2.7m）：S1 =0.0252.71.972=0.133mS2=0.0252.72.722=0.187

21、mHmin=2.7-0.197-0.05=2.463 mHmax=2.7-0.133=2.567 m據上述可知，支架高度范圍在Mmin 、Mmax之間，可見支架的高度符合控頂設計的要求。3）采煤機的工作方式 采煤機主要技術特征見表25所示。 (1)工作方式由于采區(qū)內煤層賦存穩(wěn)定，傾角較緩，所以采用采煤機雙向割煤，追機作業(yè)；前滾筒割頂煤，后滾筒割底煤；在工作面端頭斜切進刀，上行下行均割煤，往返一次進兩刀；采煤機過后先移架后推移刮板輸送機。兩工序分別滯后采煤機后滾筒510m和1015m。(2) 進刀方式采煤機采用割三角煤工作面端部斜切進刀方式，其進刀過程見圖21所示。進刀過程如下：a. 當采煤機割

22、至工作面端頭時，其后的輸送機槽已移近煤壁，采煤機機身處沿留有一段下部煤（見圖2-1a）；b. 調換滾筒位置，前滾筒降下、后滾筒升起、并沿輸送機彎曲段返向割入煤壁，直至輸送機直線段為止。然后將輸送機移直（見圖2-1b）；c. 再調換兩個滾筒上、下位置，重新返回割煤至輸送機機頭處（見圖2-1c）；d. 將三角煤割掉，煤壁割直后，再次調換上、下滾筒，返程正常割煤（見圖6-1d）。該采煤機適用條件為：a. 頂板較為穩(wěn)定；b. 回風及運輸順槽有足夠寬度，工作面刮板輸送機的機頭與機尾伸向順槽內，能保證采煤機往返斜切時，其前滾筒能割透順槽內側煤壁。優(yōu)點：a. 采煤機切入煤壁的阻力??；b. 操作簡單，容易實現

23、。缺點：a. 工作面兩端空頂距離長，控頂面積大，不利于頂板管理；b. 采煤機往返斜切距離長，故輔助時間較長。6.1.5工作面端頭支護綜放工作面和綜采工作面端頭支護方式基本上相同，主要有以下三種：1）單體支柱加長梁組成邁步抬棚，與普采面的該方式端頭支護相同。該方式適應性強，有利于排頭液壓支架的穩(wěn)定，但支設麻煩，費工費時。2）自移式端頭支架。移動速度快，但對平巷條件實用性差。3）用工作面液壓支架支護端頭，適應于煤層能夠傾角較小的綜采面，通常在機頭（尾）處要滯后與工作面中間支架一個截深。根據支架選型要求，本設計選用ZTF650019/32型端頭支架，其主要技術特征見表28所示。第二節(jié) 采煤工作面循環(huán)

24、作業(yè)圖表的編制2.2.1組織循環(huán)作業(yè)并編制循環(huán)圖表（1）循環(huán)作業(yè)工作面實行“四六”作業(yè)制，即三班采煤一班檢修。采煤機雙向割煤，追機作業(yè)；上行、下行均割煤，往返一次進兩刀，由所選采煤機的技術特征表可知，采煤機的截深為0.8m，所以最終確定本工作面采用雙向割煤的多循環(huán)方式，每一循環(huán)進尺為0.8m。（2）循環(huán)產量的確定工作面原煤日產計算公式為：V。= nxd 25A。=LXdmrC。 26式中：L - 回采工作面長度，150m； V。工作面進度， m/a；m 煤層厚度， 6.9m； r煤的容量， 1.30t/m3； C。回采工作面回產率，取0.80； X每天循環(huán)進刀數， 取6刀； D截深， 0.8m

25、；把以上參數代入6-5，6-6兩式得； V。=33060.8=1584 m/a； A。=15060.86.91.300.80 =5166.72t（2）正規(guī)循環(huán)作業(yè)圖表采礦學課程設計2.2.2勞動組織(1）作業(yè)方式由于每天進6刀，為了使采煤班的作業(yè)均衡，同時把機械設備檢修作為一個班，這樣作業(yè)方式可確定為三班采煤，一班準備的四六工作制（循環(huán)作業(yè)圖表布局圖）。(2）工序安排綜采面割煤、移架、推移輸送機三個主要工序，按照不同工序有以下兩種搭配方式，即及時支護方式和滯后支護方式。及時支護方式采煤機割煤后，支架依次或者分組隨機立即前移，支護頂板，輸送機隨移架移向煤壁，推移步距等于采煤機截深。這種支護方式，

26、推移輸送機后，在支架底座前端與輸送機之間富裕一個截深的寬度，工作空間大，有利益行人運料和通風；若煤壁容易片幫時，可先于割煤進行移架，支護新暴露出來的頂板。但這種支護方式增大了工作面控頂寬度，不利于控制頂板。滯后支護式割煤后輸送機實現逐段移向煤壁，支架隨輸送機前移，二者移動步距相同。這種配合方式在底座前端和機械之間沒有一個截深富裕量，比較適應周期壓力大及直接頂穩(wěn)定性好的頂板，但直接頂穩(wěn)定性差的頂板適應性差。為了克服該缺點，在某些綜采面支架裝有護幫板，前筒筒割過后將護幫板伸開，護住直接頂，隨后推移輸送機，移架。由于本設計中煤層頂板屬沙泥巖，屬于中等穩(wěn)定頂板，為防止假冒頂板事故發(fā)生，必須采用先移支架

27、后移輸送機的“及時支護”方式。2.2.3綜放工藝（1）放煤步距放煤步距的大小與頂煤的厚度有關：頂煤厚度較小時，通常以一采一放較為合理；頂煤厚度較大時，則放煤步距應適當增大，可采用兩采一放或三采一放。結合該煤層頂板的冒落和運動特點，本礦井放煤步距選用兩采一放。在本設計中綜放面每班進2刀放一次是能夠實現的。因此，回采工作面作業(yè)過程如下：割煤移架推前溜拉后溜割煤移架推前溜放煤拉后溜（2）采放比該煤層割煤高度為2.7m，則采放比為：2.7：（6.92.7）=1：1.5（3）放煤方式根據我國綜放面的普遍放煤方式，本礦采用多輪順序低位放煤。（4）工藝要求 割煤：割煤方式為雙向割煤，端頭自開缺口斜切進刀，螺旋滾筒自動裝煤，斜切進刀長度不小于30m，截深0.8m。割煤時煤機速度要適宜，且必須保證頂底板平整，煤壁齊直。不得出現割底留傘檐現象，工作面采高應控制在2.70.1m。 移架：采用及時移架支護方式，移架滯后煤機后滾筒3-9m，追機作業(yè)，并及時伸出伸縮前梁打出護幫板，需要時可于煤機機身處移架或拉超前支護，移架步距為0.8m。 推前溜：在移架后順序推移前部運輸機，滯后移架1015m左右，其彎曲段長度不得小于30m，推移步距為0.8m，推前溜時必須依順序進行，嚴