采矿学课程设计正文.doc
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1、采矿学课程设计说明书设 计 人:班 级: 序 号: 指导教师:安都勤目 录设计条件 3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布置及生产系统8第四节 采区中部甩车场线路设计 14第二章 采煤工艺设计 20第一节 采煤工艺方式的确定 20第二节 工作面合理长度的验算 23第三节 采煤工作面循环作业图表的编制 24采矿学课程设计小结 25参考文献 26设计题目的一般条件某矿第一开采水平上山阶段某采区自下而上开采K1、K2和K3煤层,煤层厚度、层间距及顶、底版岩性见综合柱状图。该采区走向长度3600m,倾斜长度1100m,采区内各煤层
2、埋藏稳定,地质构造简单,无断层,K1和K2煤层属简单结构煤层,硬度系数f=2,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煤层底版下方25m处的稳定岩层中,为满足该采区生产系统所需的其余开拓巷道可根据采煤不同由设计者自行决定。设计题目的煤层倾角条件煤层平均倾角为16度。第一章 采区巷道布置第一节 采区储量与服务年限一、采区生产能力:采区生产能力是采区准备方式中重要参数,它不仅对准备巷道布置有较大影响,而且是采煤方法和生产系统等经济技术合理性的集中反应,确定采区生产能力的依据:(1)采区生
3、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内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120万吨/年。二、采区的工业储量、设计可采储量1、 设计可采储量、计算工业储量 2Zg=SL miri (式1-1) I=1式中Zg-工业储量 S-采区走向长度 L-采区斜长mi-第i层煤的厚度 ri-第i层煤的容重 2Zg=SLmiri I=1=36001100(3.5+2.5)1.3=3088.8(万吨)可采储量:Zu=(Zg-P)C (式1-2)式中Zu-采区可采储量 Zg-工业储量 C-采区P-煤柱损失由P1
4、P2P3P4P5 构成:P1 -采区上部留30米防水煤柱;P2 -采区下部留30米大巷护巷煤柱;P3 -采区左、右边界煤柱各留15米;P4 -采区上方保护煤柱,两条上山间距10 米,两边各留30米,共计30+30+10=70米;P5 -区段煤柱损失,区段间留10米煤柱。数值为(n0-1)10米。Zu=(Zg-P)C=(Zgi-Pi)Ci=360011003.51.3-(230+310)36003.51.3-15+70)1000*3.5*1.30.75+360011002.51.3-(230+310)36002.51.3-(2.15+70)11002.51.30.80=2120.0075(万吨)
5、三、计算采区的服务年限采区的准备时间较长,投资巨大。服务年限短,将造成矿井生产接替困难,采区应保证一定服务年限,以保证矿井能够均衡稳产高产。T=ZK/(AK) (式1-3)ZK-采区可采储量;A-采区生产能力;K-储量备用系数,取1.3-1.5。此次设计中因地质条件较简单,故取K=1.3T=ZK/AK=2120.0075/(1201.3)=13.59年四、验算采区采出率国家对采出率规定了控制指标,厚煤层不低于75%,中厚煤层不低于80%。采区采出率=采区实际采出量/采区工业储量100%验算:m1煤层采出率=Sm1区Lm1区m1r0.938/SLm1r100% =17502403.51.30.9
6、38/(360011003.51.3)100% =78.9%78.9%75%,符合规定。m3煤层采出率=Sm3区Lm3区m3r0.938/SLm3r100%=17502402.51.30.958/(360011002.51.3)100% =80.6%80.6%80%,符合规定。第二节 采区的再划分一、 确定采区的区段数合理的工作面长度能为工作面高产高效创造条件,在一定范围内增加工作面长度能获得较高产量并提高效率,降低成本,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,本设计采用综采工艺,其工作面长度一般为180-250米,因此决定采用4个区段。(I-P1-P2)/4=(1100-3
7、0-30)/4=260米设计中上下区段煤柱宽10米,区段平巷宽取5米,所以工作面长度为260-(10+25)=240米区段平巷采取双巷掘进方式,因为区段走向长度较长,故采用双巷掘进,这样安全系数高一些,有利于通风、行人、运输等。设计采区为双翼采区,区段走向长度为3600-(230+10+152)/2=1750米其中3600为区段走向长度,30为运输、轨道上山的保护煤柱,15为采区左右边界煤柱。二、 确定采区内同采工作面的个数及接替顺序 现代化矿井生产提倡高产高效,一矿一面,减少工作人员,提高人均产煤量,故本设计采用单面达产,满足矿井的生产需求,采区内各工作面布置如下:K1煤层 K3煤层1110
8、1111021110311104111051110611107111081130111302113031130411305113061130711308工作面接替顺序K1煤层11101-11102-11103-11104-11105-11106-11107-11108K3煤层11301-11302-11303-11304-11305-11306-11307-11308对于K3煤层,煤厚2.5米,可适当增加进刀数以达产。第三节 确定采区内准备巷道布置及生产系统一、 完善采区所需的开拓巷道:在采区上部煤层底版25米处布置回风大巷,通过回风石门与工作面相连,在采区下部煤层底版25米处布置运输大巷。二
9、、 确定采区巷道布置系统,就上山数目、位置提出两个布置方案进行比较:方案一:两条上山,一煤一岩,联合上山布置,运输上山布置于K3煤层内,轨道上山布置于煤层底板下10米处。方案二:两条上山,双岩上山联合布置,运输轨道上山都布置在K3底板下10米处。表一 巷道掘进费 单位:万元方案项目方案一方案二岩石上山107011578=168.84107021578=337.69煤层上山107011284=137.39-回风石门48.81152/sin16=20.4(21.3+2.5+25)1152/ sin16=20.4区段平巷8311750(16+16)=4653.683117502242=4653.6区
10、段石门115221.38/ sin16=71.22115277.288=71.22总费用5051.455082.91 表二 硐室掘进费 单位:万元 方案项目方案一方案二变电所(2254.5+2.5+3.14/44.52)10114=5.367(2254.5+2.5+3.14/44.52)10114=5.367采区煤仓3.14/48814144=10.1310.13绞车房(2.753.5+3.14/44.52)12162=4.964.96总费用20.45720.457表三 巷道及硐室维护费用表 单位:万元方案项目方案一方案二岩石上山10704013.59=58.17401070213.59=11
11、6.33煤层上山10709013.59=130.87-回风石门177.0416013.59=38.50177.048013.59=38.50区段石门77.2816013.59=16.8077.2816013.59=16.80采区硐室3012013.59=8.563012013.59=8.56总费用252.9180.19方案一:合计费用:5051.45+20.46+252.9=5324.81万元方案二:合计费用:5082.91+20.46+180.19=5283.56万元(5324.81-5283.56)/5229.56100%=0.0079100%=0.79%因为0.79%1%,还有方案一中选
12、用一煤一岩上山,能尽快形成通风回路,有利于安全生产,掘进速度快,而且费用差价仅占0.79%,所以选用一煤一岩上山。三、 确定回采巷道布置方式 回采巷道单巷布置,存在长距离独头掘进,通风、供电困难,运料难度大,沿空掘巷虽然具有煤损少等优点,但是同样具有上述问题。沿空留巷布置,由于采场老顶的周期来压,维护极其困难,而双巷布置方式,较上述三种方式相对优越,通风运料容易解决,安全性提高,所以采用双巷布置四、 采区巷道布置平面图内,工作面推进到位置距离上山30米处,见简图。4 -运输上山 ;5- 轨道上山 ;6 -采区中部车场7 -采区中部车场 ;8- 回风石门 ;9 -运输石门10-轨道石门 ;12-
13、下区段平巷 ;15-采区煤仓五、 采区内上、下区段交替期间同时生产时通风系统,见简图 上区段通风路线:5616工作面172下区段通风路线:新风-工作面-12-10-18-4-2六、 采区上部、下部车场选型 采区上部车场选用顺向平车场,车辆运行顺当,调车方便。采区下部车场选用大巷装车式下部车场,调车方便,线路布置紧凑,工程量小。第四节 采区中部车场设计一、 轨距 大巷(双轨),采区轨道,上山(单轨),区段石门(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矿车:MGCH-6A型 1吨矿车技术特征:型号:MGC1.1-6A 容积:1.1M3轨
14、距:600mm 轴距:550mm牵引高度:320mm 缓冲器:单列弹簧式最大牵引力:60KN 外形尺寸:20008801150车轮直径:300mm 质量:592Kg三、 中部车场设计(一)斜面线路联接系统各参数计算:1 道岔选择及角度计算:由于是辅助提升,两组道岔场车场选取DK615-4-12(左)道岔。道岔参数1=2=14。15,a1=a2=3340,b1=b2=3350.斜面线路一次回转角114。15;斜面线路二次回转角12=。一次回转角1的水平投影角1为:1=arctan(tan1/cos)= arctan(tan14。15/cos16)= 14。4758式中为轨道上山的倾角,度二次回转
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