采矿学课程设计说
明书
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《煤矿开采学》
课
程
设
计
说
明
书
姓名: 张欢
学号: 31100 521
班级: 采矿10-5
指导教师: 李宝富
第一章．带区巷道布置
第一节．带区储量与服务年限
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第二节．带区内的再划分
第三节．确定带区内准备巷道布置及生产系统
第四节．
第二章．采煤工艺设计
第一节．采煤工艺方式的确定
第二节．工作面合理长度的确定
第三节．采煤工作面循环作业图表的编制
序论
一、目的
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1、初步应用《采矿学》课程所学的知识, 经过课程设计, 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
某矿第一开采水平上山阶段某带区自上而下开采Kl和K2煤层, 煤层厚度、层间距及顶底板岩性如下表所示。该带区走向长度3000m, 倾斜长度1100m, 带区内各煤层埋藏平稳, 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+30m, 煤层露头为-30m。第一开采水平为该带区服务的一条运输大巷布置在K2煤层底板下方20m处的稳定岩层中。煤层平均倾角为8°。
设计带区煤层及顶底板情况
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第一章带区巷道布置
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第一节带区储量与服务年限
1、带区生产能力选定
根据要求带区上部煤柱为20m下部煤柱留30m, 故剩余倾斜长度为:
1100-50=1050m
分三个带区, 每个带区分六个分带。
采煤工艺选取综合机械化采煤, 工作面长度取160m。
带区生产能力 A0 =LM1XγC0N
A0 =160*6.9*3.2*1.3*0.95*300=128.1万吨/a≈120万吨/a
L ---- 工作面长度。160m。
M1 ---- K1 煤层厚度, 6.9m。
X ---- 日进度, 3.2m。
Γ ---- 煤的容重 , 1.30t/m3。
C0 ---- 厚煤层回采率, 不小于百分之93。
N ---- 年工作日, 300天。
2、带区的工业储量、设计可采储量
(1)带区的工业储量
Zg1=H×L×M1×γ
式中:
Zg1---- K1煤层工业储量, 万t;
H ---- 带区倾斜长度, 1100m;
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γ---- 煤的容重 , 1.30t/m3;
M1---- K1煤层煤的厚度, 为6.9米;
Zg1=1100×3000×6.9×1.3
=2960.1万吨
Zg2=H×L×M2×γ
式中:
Zg2---- K2煤层工业储量, 万t;
H ---- 带区倾斜长度, 1100m;
L---- 带区走向长度, 3000m;
γ---- 煤的容重 , 1.30t/m3;
M2---- K2煤层煤的厚度, 为2.50米;
Zg2=1100×3000×2.5×1.3
=1072.5万吨
Zg=Zg1+Zg2 Zg-------带区的工业储量
=2960.1+1072.5
=4032.6万吨
(2)带区设计可采储量
Zk=(Zg-P)×C
式中:
Zk---- 带区设计可采储量, 万t;
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P---- 带区煤柱损失量, 万t;
C---- 带区采出率, 厚煤层可取0.75.中厚煤层0.8
( 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。)
PK1=3000×( 20+30) ×6.9×1.3+ 1050×( 10+10) ×6.9×1.3
=153.4万吨
P K2=3000×( 20+30) ×2.5×1.3+ 1050×( 10+10) ×2.5×1.3
=55.6万吨
P=153.4+55.6=209万吨
Z K1=(Zg1- PK1)×C =( 2960.1-153.4) ×0.75=2105.0万吨
Z K2=(Zg1- PK1)×C=( 1072.5-55.6) ×0.8=813.5万吨
Zk=Zk1+Zk2=2105.0+813.5=2918.5万吨
(3)采区服务年限
T= Zk/(A×K)
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 =2918.5/( 120*1.3)=18.7a 取
(4)验算带区采出率
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带区采出率
C=(Zg-P)/Zg
式中:
C-----带区采出率, %
Zg ---- 带区的工业储量, 万t
P ---- 带区的煤柱损失量, 万t
C=( 4032.6-209) /4032.6=00.948>0.8
(符合国家对带区采出率的要求。)
第二节带区内的再划分
1、确定工作面长度
以确定工作面长度为160m
2、确定带区内分带数
共三个带区, 一个带区分六个分带
3、工作面生产能力
工作面日生产能力:
Qr = A／(T×1.1)
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)=1 00／(300×1.1) =3636.4t／d
4、确定带区内同采工作面数及工作面接替顺序
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生产能力为120万t/a,且工作面生产能力为3636.4t ／d 。当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, 因此定为带区内一个工作面生产。
工作面布置图如下图所示:
K1 煤层一带区
K1煤层二带区
K1煤层三带区
K2 煤层一带区
K2煤层二带区
K2煤层三带区
工作面接替顺序: 跳采, 一采一准; 带区内自右而左开采, 先采完一带区, 后开采二三带区; 煤层间自上而下开采, 先采K1煤层后采K2煤层最终达到高产高效。工作面接替顺序如下表所示:
1101→1102→1103→1104→1105→1106→1107→1108→1109→1110→1111→1112→1113→1114→1115→1116→1117→1118→
1201→
1202→1203→1204→1205→1206→1207→1208→1209→1210→1211→1212→1213→1214→1215→1216→1217→1218
( 说明: 以上箭头指向表示工作面接替顺序。)
第三节确定带区内准备巷道布置及生产系统
1、完善开拓巷道
为了缩短带区准备时间并提高经济效益, 根据所给地质条件, 在第一开采水平中, 把为该带区服务的运输大巷布置在K2煤层底板下方20m的稳定岩层中, 回风大巷与运输大巷在同一水平。
2、确定带区巷道布置系统
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,直接顶较厚且易跨落。同时为减少煤柱损失, 提高采出率, 降低巷道维护费用, 采用沿空掘巷的方式。因此采用工作面布置图所示工作面接替顺序, 就能弥补沿空掘巷时工作面接替复杂的缺点。
3、带区布置方案分析比较
确定带区巷道布置系统, 每一层都布置18个工作面, 根据相关情况初步制定以下两个方案进行比较:
方案一: 分带单独布置
每一个分带分别开斜巷进入上部煤层, 每一个分带都布置一个煤仓直通运输大巷。
通风系统为: 新风从运输大巷→进风行人斜巷→煤层运输平巷→分
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带运输斜巷→采煤工作面→分带运料斜巷→回风斜巷→回风大巷。该方案的特点是, 每个分带都布置了煤仓, 因此管理较复杂, 煤仓和联络斜巷工程量大, 但有利于通风和工作面的接替。
方案二: 带区布置
每个煤层分成三个带区, 每个带区分成6个小分带。运输大巷经过进风行人斜巷进入煤层, 在煤层布置两条平巷, 一条带区煤层运料平巷, 一条煤层运煤平巷。一个带区布置一个煤仓直通运输大巷。
通风系统为: 新风从运输大巷→进风行人斜巷→煤层运煤平巷→分带运输斜巷→采煤工作面→分带回风斜巷→煤层运料平巷→回风石门→回风斜巷→回风大巷。该方案简化了运输系统, 一个带区仅布置了一个煤仓和一对联络巷, 减少了煤仓和联络斜巷的施工量, 使运煤、运料集中处理, 符合集中化生产理念, 但出现了因带区内通风线路长短不同而造成通风协调困难的问题, 同时还增加煤巷的维护量。
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技术经济比较:
巷道硐室掘进费用
表1-1
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巷道硐室掘维护费用
表1-2
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生产经营费用
表1-3
费用汇总
表表1-4
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方案一特点: 系统简单, 通风容易, 但生产调度管理复杂, 煤仓太多, 维护困难, 装煤点多, 管理复杂。
方案二特点: 采用集中化生产, 从根本上克服了方案一的缺点。虽然方案二维护费用高, 但从技术和管理等方面的综合分析, 选择方案二更优越一些。
综上所述, 选择带区布置方式, 巷道布置情况见巷道布置图、带区巷道剖面图, 以K1煤层为例。
4、确定工作面回采巷道布置方式及工作面推进终点位置
回采巷道布置方式:采用沿空掘巷掘进方式。
分析: 已知带区内各煤层埋藏平稳, 地质构造简单, 无断层, 同时, 各煤层瓦斯涌出量较低, 自然发火倾向较弱, 涌水量也较小。因此有
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利于综合机械化作业, 能够充分发挥综采高产高效的优势。同时, 为减小煤柱损失, 提高采出率。综合考虑各种因素, 采用沿空掘巷掘进方式。这种方式掘出的巷道正处在应力降低区, 既好维护又提高了采出率, 有取代沿空留巷的趋势。
说明: 在带区巷道布置平面图内, 工作面布置和推进的位置以达到带区设计产量及安全为准。工作面推进到距带区煤层平巷30m处的位置, 即为避开采掘超前影响所留设的30m护巷煤柱处。
5、确定通风布置系统各煤层通风系统为:
新风从运输大巷→进风行人斜巷→煤层带区运煤平巷→分带运输斜巷→采煤工作面→分带回风斜巷→带区运料平巷→带区回风石门→材料车场→回风大巷。
第四节带区下部车场线路设计
该带区开采近水平煤层, 倾角为8°。铺设600mm轨距的线路, 轨型为15Kg/m, 采用1t矿车单钩提升, 每钩提升3个矿车, 要求辅助运输提升车场线路设双轨道, 斜面线路布置采用一次回转方式。
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1、道岔选择及角度计算
作为辅助提升, 可采用4号道岔为甩车道岔, 同时也作为分车道岔。选择标准道岔DK615-4-12(左)单开道岔。道岔参数为:
辙叉角α=14°02′10〞, a=3261mm,b=3539mm, 质量为760kg, 双轨线路中心距取S=1500mm。
斜面线路一次回转角: α=14°02′10〞
一次平面回转角: α′=arctan(tanα/cosβ)=arctan0.2736=15.3052°=15°18′18〞( β为材料斜巷倾角24°)
一次伪斜角:
β′=arcsin(sinβ·cosα)=23.2394°=23°14′22〞
为了使计算直观简便, 做出车场线路布置草图如下图:
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2、轨道线路平面连接参数及尺寸计算确定如下图
本设计为简化计算, 曲线段双轨中心距与直线段线路中心距相同, 取线路中心距S=1500mm, 轨道曲线半径取R=1 mm, 则各参数计算如下:
c=S B+2x1=550+2×20=590mm
L=2Rsinδ+ccosδ
=2×1 ×sin45°+590×cos45°=17387.76mm
m=2T+c=2Rtanδ/2+c=2×1 ×tan45°/2+590=10531.13mm
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2T+c=10531.13
T=4970.57mm
3、竖曲线相对位置
竖曲线相对参数:
高道存车线坡度: i g=11‰, r g=arctan i g=37′49″=0.63
低道存车线坡度: i d=9‰, r d=arctan i d=30′56″=0.515
采用高低道竖曲线半径相同线路: R g=R d=9000mm
最大高低差H:
由于是辅助提升, 储车线长度按三钩计算, 每钩提1t矿车3辆, 故高低道储车线长度不小于3×3×2=18m, 起坡点间距设为零, 则有: H= 18000×11‰+18000×9‰=360mm
竖曲线高道两端点高差:H g=R g(cosr g - cosβ)=777.5463mm
竖曲线高道两端点高差:H d=R d(cosr d - cosβ)=777.7265mm
高道竖曲线水平投影长度: L g= R g(sinβ- sinr g)=3561.6279mm
低道竖曲线水平投影长度: L d= R d(sinβ+sinr d)=3741.6120mm
两竖曲线上端点(起点)的水平距离为L1
L1=(H g-H d+H)/sinβ=884.6505mm
两竖曲线下端点(起坡点)的水平距离为L2, 则有
L2=L1cosβ+L d-L g= 988.1525mm
4、高低道存车线参数确定
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