《采矿学课程设计》word版.docx
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1、采矿学课程设计绪论一、设计题目1、 设计题目的一般条件某矿第一开采水平上山阶段某采(带)区自下而上开采KI、K2和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300Om,倾斜长度1100m,采(带)区内各煤层埋藏平稳,地质构造简单,无断层,Kl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+30m,煤层露头为-30m.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25m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有设计者自行
2、决定。2、 设计题目的煤层倾角条件煤层倾角条件:煤层平均倾角16。设计采(带)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6.9Kl煤层,r=1.30tm34.20灰色砂质泥岩,细砂岩互层,坚硬7.80灰色砂质泥岩3.0K2煤层,r=1.30tm34.60薄层泥质细砂岩,稳定3.20灰色细砂岩,中硬、稳定2.20K3煤层,煤质中硬,r=1.30tm33.20灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度6080MPa。24.68灰色中、细砂岩互层二、课程设计内容1、 采区或带区巷道布置设计;2、 采区中部甩车场线路设计或带区下部平车场(
3、绕道线路和装车站线路)线路设计;3、 采煤工艺设计及编制循环图表三、设计说明书内容要求1、 学生按设计大纲要求,任选设计题目条件中的煤层倾角条件1或煤层倾角条件2,综合应用采矿学所学知识,每个人独立完成一份课程设计。2、 设计者之间可以讨论、借鉴,但不得相互抄袭,疑难问题可与指导教师共同研究解决。3、 本课程设计要求方案进行技术分析与经济比较。第一章采(带)区巷道布置第一节采区储量与服务年限1、 采区的生产能力定位120万t/a2、 采区的工业储量、设计可采储量(1)采区工业储量计算公式为:Zg=mL(hl+h2+h3)(公式1-1)式中:Zg采区工业储量,万t;m采区倾斜长度,1100m;L
4、采区走向长度,3000m;煤的容重,1.30t113;hl一一KI煤层煤的厚度,为6.9米;h2一K2煤层煤的厚度,为3.0米;h3一一K3煤层煤的厚度,为2.2米;Kl煤层的工业储量为:Zgl=110030006.91.3=2960.10万tK2煤层的工业储量为:Zg2=110030003.0X1.3=1287.00万tK3煤层的工业储量为:Zg3=110030002.2X1.3=943.80万t所以采区的工业储量为:Zg=Zglzg2Zg3=11003000(6.9+3.0+2.2)1.3=5190.90万t(2)采区的设计可采储量计算公式为:Zk=(Zg-P)XC(公式1-2)式中:Zk
5、一一采区设计可采储量,万t;Zg采区工业储量,万t;P一采区边界的永久煤柱损失量,包括上下两端永久煤柱损失量和左右两边永久煤柱损失量,万t;本设计中采区上下边界各留30m的保护煤柱,左右边界各留15m的保护煤柱;C一一采区采出率,厚煤层不小于75%,中厚煤层不小于80%,薄煤层不小于85%0各煤层的边界煤损为:Pl=302X30006.91.3+152(1100-302)6.91.3=189.45万tP2=302X3000X3.01.3+152(1100-302)3.01.3=82.37万tP3=302X30002.21.3+152(1100-302)2.21.3=60.40万t各煤层的设计可
6、采储量为:Zkl=(Zgl-pl)Cl=(2960.10-189.45)X0.75=2077.99万tZk2=(Zg2-p2)XC2=(1287.00-82.37)X0.80=963.70万tZk3=(Zg3-p3)C3=(943.80-60.40)0.85=750.89万t所以,采区的设计可采储量为:Zk=Zkl+Zk2+Zk3=2077.99+963.70+750.89=3792.58万t3、采区服务年限T=ZkAK(公式1-3)式中:T采区服务年限,a;A一一采区生产能力,120万t;Zk一一设计可采储量,3792.58万t;K储量备用系数,取1.3o所以本采区的服务年限为:T=ZkAK
7、3792.58(1201.3)=24.3a取米区服务年限为25a04、验算采区采出率-一y”火力尸心片乂+右乂与乂*。(公式1一4)Zg式中:n区段数目,个;/煤的容重,tm3;L1工作面的长度,m;b1区段单翼走向长度,m;h1采煤机割煤高度,m;h2放顶煤厚度,m;放出系数,可取0.8;a工作面采出率,对于厚煤层,=0.中厚煤层,a=O.95;对于薄煤层,L2区段平巷宽度,m;b2区段平巷高,m;S区段平巷双翼走向长度,m;对于=0.97;Zg采区工业储量,万t;n煤层:251.3(1951455(2.6+4.30.8)X0.93+4.5X6.92910)Z7=J2960.1IO4100
8、79.23%75%故叫煤层满足要求。叫煤层:251.3(19514553.00.95+4.532910)1278.00IO4X100%=86.24%80%故叫煤层满足要求。叫煤层:251.3(19514552,2X0.95+4.5X2,22910)1:X100%943.80IO4=86.05%80%故电煤层满足要求。综上所述:m1,m2,m3均满足符合国家规程的采区采出率要求。第二节采区内的再划分1、确定工作面长度由已知条件知:该采区左右边界各有15m的边界煤柱,上部留30m防水煤柱,下部留30m护巷煤柱,故其沿煤层倾向的实际长度为1100-60=1040m,走向长度3000-30=297
9、0m。且采区内各煤层埋藏平稳,地质构造简单,煤层赋存条件较好,瓦斯涌出量小。且现代工作面长度有加长趋势,且采煤工艺选取的是较先进的综采。又知,一般而言,考虑到设备选型及技术方面的因素综采工作面长度为180250m,巷道宽度为4m4.5m,本采区选取4.5m,且采区生产能力为120万ta,一个中厚煤层的一个工作面便可以满足生产要求,最终将采区沿倾向划分为5个区段,采用沿空掘巷方式,巷道间留较小煤柱,取5米,故工作面长度为:L=(1100-302-54-104.5)/5=195m2、确定采区内工作面数目回采工作面是沿倾斜方向布置,沿走向推进,采用走向长壁法开采。考虑到采区生产能力采用双翼采区准备方
10、式,将采区上山布置在采区中间位置,因为共分为5个区段,所以单层煤的工作面数目为5X2=10个。3、工作面生产能力Qr=AT1.1(公式1-5)式中:A采区生产能力,120万t/a;Qr一一工作面生产能力,万t/天;T一一每年正常工作日,330天。故:Qr=AT1.1=120/330X1.1=3305.78t/天4、确定采区内同采工作面数及工作面接替顺序生产能力为120万t/a,且工作面生产能力为3305.78t天。目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和工作面推进长度,以一个工作面产量保证采区产量,所以定为采区内一个工作面生产。以KI煤层为例,10工作面接替顺序,采
11、用下行开采顺序,对于Kl布置一个综放工作面便可以满足生产设计的要求。Kl煤层区段间工作面推进顺序为:区段If区段2f区段3f区段4-区段5Kl工作面接替顺序图表示如图.1区段160m区段2停区段3采区段4范区段5围当上一个工作面进行回采时,隔一段时间后进行下一个工作面的准备。第三节确定采区内准备巷道布置及生产系统1 .完善开拓巷道为了减少煤柱损失提高采出率,利于灭灾并提高经济效益,根据所给地质条件及采矿工程设计规划,在第一开采水平中,把为该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,两巷水平间距相距1057.39m。2 .确定巷道布置系统及采区布置方案分析比较首先确
12、定回采巷道布置方式,由于地质构造简单,煤层赋存条件好,涌水量较小,瓦斯涌出量较小,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1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。确定采区巷道布置系统,采区内有3层煤,每一层都布置10个工作面,由于煤层间距较小,因此采用煤层群采区联合布置准备方式,煤层共用采区上山。根据相关情况初步制定以下两个方案进行比较:方案一:两条岩石上山在距K3煤层底板15m处岩石中布置两条岩石上山,一条为运输上山,另一条为轨道上山,两上山层位有一定差距,使其分别联结两翼的区段;平巷不交叉;石门联系
13、各煤层。通风路线:新风从阶段运输大巷f采区主石门一采区下部车场f轨道上山f中部甩车场一区段轨道集中平巷f区段联络巷道f区段运输平巷f工作面f区段回风平巷f回风石门f阶段回风大巷。该方案的特点是: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。方案二:一煤一岩上山在距K3煤层底板15m处岩石中布置一条岩石运输上山,在K3煤层中布置另一条轨道上山,石门联系各煤层。通风路线:新风从阶段运输大巷f采区主石门f采区下部车场f轨道上山f中部甩车场f区段轨道集中平巷f区段联络巷道f区段运输平巷f工作面f区段回风平巷f回风石门一阶段回风大巷。该方案的特点是:节省了一条岩
14、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。分别对两方案进经济技术比较:(1)经济上:表1-1巷道碉室掘进费用、方案x三方案一方案二单价(元)工程量费用(万元)单价阮)工程量费用(万元)上山加)15781.2X1100208.312841100X1.2169.49联络巷(m)11521.2X54.42X430.09合计238.39169.49表1-2巷道及碉室维护费工葭方案一方案二单价工程量费用单价工程量费用(元)(万元)(元)(万元)上山(m)401.2110025132901.2110025297联络巷(m)801.254.4242552.24合计184.2
15、4297表1-3井巷辅助费4方案一方案二单价阮)工程量费用(万元)单价(元)工程量费用(万元)上山(m)联络巷(m)9511.2X54.42X424.84合计24.84表1-4费用汇总表方案一方案二掘进(万元)238.39169.49维护(万元)184.24297井巷辅助费(万元)24.840合计(万元)448.47466.49经比较可知两者费用相差不超过6%,经济上认为两者相同。(2)技术上:方案一:岩石工程量达,掘进费用高,掘进速度慢,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:节省了一条岩石上山,相对减少了岩石工程量,但轨道上山受采动影响打不易维护,维护费用高,需
16、留保护煤柱,煤损比较大。综上所述,选择双岩巷上山采区联合布置方式,巷道布置情况见巷道布置图、采区巷道平面图、剖面图,以KI煤层为例。3 .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:单巷沿空掘巷掘进方式。分析:已知采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。因此有利于综合机械化作业,可以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,采用单巷沿空掘巷掘进方式。这种方式掘出的巷道正处在应力降低区,即好维护又提高了采出率,有取代沿空留巷的趋势。说明:在采区巷道布置平面图内,工作面布置和推
17、进的位置应以达到采区设计产量及安全为准。工作面推进到距上山30米处的位置,即为避开采掘超前影响所留设的30m护巷。4 .确定通风布置系统采区内上、下区段相邻工作面交替期间同时生产时的通风系统如图2所示。第四节采区车场线路设计1 .采区上部车场选型本采区选用的采区上部车场为顺向平车场,轨道上山的绞车房布置在区段回风平巷水平。该车场的优点是车辆运行顺当,调车方便,回风巷短,通过能力较大;缺点是车场巷道断面大,但是通过采取特殊支护手段可以满足本矿井的正常生产需要。2 .采区中部车场选型(1)线路选型该采区开采近距离煤层群,轨道上山布置在煤层底板岩石中,倾角为160o向区段石门甩车。轨道上山和区段石门
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