1序论一、目的1、初步应用《采矿学》课程所学的知识,通过课程设计加深对《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1、设计题目的一般条件某矿第一开采水平上山某采(带)区自下而上开采K1、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3000m,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,K1和K2煤层属简单结构煤层,硬度系数f=2,各煤层瓦斯涌出量也较小。设计矿井的地面标高为+30米,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煤层底版下方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由设计者自行决定。2、设计题目的煤层倾角条(1)设计题目的煤层倾角条件1:煤层倾角条件1:煤层平均倾角为12°(2)设计题目的煤层倾角条件2:煤层倾角条件2:煤层平均倾角为16°三、课程设计内容1、采区巷道布置设计;2、采区中部甩车场线路设计(绕道线路和装车站线路)线路设计。四、进行方式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。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。本课程设计要求方案进行技术分析与经济比较。2第一章采区巷道布置表一:采区综合柱状图序号岩柱厚度(m)岩性描述138.60灰色泥质页岩,砂页岩互层128.40泥质细砂岩,碳质页岩互层110.20碳质页岩,松软96.9K1煤层,=1.30t/m384.20灰色砂质泥岩,细砂岩互层,坚硬77.80灰色砂质泥岩63.0K2煤层54.60薄层泥质细砂岩,稳定43.20灰色细砂岩,中硬、稳定32.20K3煤层,煤质中硬,=1.30t/m32。。。。。。。。。3.20灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度60—80Mps1。。。。。。。。。24.68灰色中、细砂岩互层------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------··················3第一节采区储量与服务年限1、设计生产能力180万t/年。2、采区工业储量、设计可采储计算(1)采区工业储量Zg=H×L×(m1+m2+m3)×γ(公式1-1)式中:Zg----采区工业储量,万t;H----采区倾斜长度,1100m;L----采区走向长度,3000m;γ----煤的容重,1.30t/m3;m1----K1煤层煤的厚度,为6.9米;m2----K2煤层煤的厚度,为3.0米;m3----K3煤层煤的厚度,为2.2米;Zg1=1100×3000×6.9×1.3=2960.10万tZg2=1100×3000×3.0×1.3=1287.00万tZg3=1100×3000×2.2×1.3=943.80万tZg=1100×3000×(6.9+3.0+2.2)×1.3=5190.9万t(2)设计可采储量ZK=(Zg-p)×C(公式1-2)式中:ZK----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,厚煤层可取75%,中厚煤层取80%,薄煤层85%。15m30m15m60m30m图1-1采区留煤柱示意图4P1=30×2×3000×6.9×1.3+15×2×(1100-30×2)×6.9×1.3+60×(1100-30×2)×1.3×6.9=245.42万tP2=30×2×3000×3.0×1.3+15×2×(1100-30×2)×3.0×1.3+60×(1100-30×2)×1.3×3.0=106.704万tP3=30×2×3000×2.2×1.3+15×2×(1100-30×2)×2.2×1.3+60×(1100-30×2)×1.3×2.2=78.3万tZK1=(Zg1-p1)×C1=(2960.10-245.42)×0.75=2036.01万tZK2=(Zg2-p2)×C2=(1287.00-106.704)×0.80=944.24万tZK3=(Zg3-p3)×C3=(943.80-78.3)×0.80=692.4万tZK=ZK3+ZK3+ZK3=2036.01+944.24+692.4=3672.65万t(3)采区服务年限T=ZK/(A×K)(公式1-3)式中:T----采区服务年限,a;A----生产能力,180万t;ZK----设计可采储量;K----储量备用系数,取1.3。T=ZK/(A×K)=3672.65/(180×1.3)=15.7a取T=16年。(4)验算采区采出率%100))((2222111gZsbLhhbLn(公式1-4)式中:n----区段数目,个;------煤的容重,t/m3;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;-----工作面采出率,对于厚煤层,=0.93;对于中厚煤层,=0.95;对于薄煤层,=0.97;L2-----区段平巷宽度,m;b2-----区段平巷高,m;5S------区段平巷双翼走向长度,m;Zg-----采区工业储量,万t;m1煤层:%100101.2960)297045.493.0)9.03.46.2(14656.197(3.1524=78.3%≥75%故m1煤层满足要求。m2煤层:%100101.2960)297045.495.00.314656.197(3.1524=88.74%≥80%故m2煤层满足要求。m3煤层:%100101.2960)297045.495.02.214656.197(3.1524=90.78%≥80%故m2煤层满足要求。综上所述:m1,m2,m3均满足规程采出率要求。第二节采区内的再划分1、确定工作面长度由已知条件知:该煤层左右边界各有15m的边界煤柱,上部留30m防水煤柱,下部留30m护巷煤柱,故其煤层倾向共有:1100-60=1040m的长度,走向长度3000-30=2970m。地质构造简单,煤层附存条件较好,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180~250m,巷道宽度为4m~4.5m,本采区选取4.5m,且采区生产能力为180万t/a,一个中厚煤层的一个工作面便可以满足生产要求,采用沿空掘巷方式,巷道间留较小煤柱,取5米,如图1-2:取区段平巷的宽度为4.5m,留5m小煤墙,则采煤工作面长度为:图1-2采区工作面划分示意图6L1=(b-2×q-((2×L2+p)×n-p))/n(公式1-5)式中:L1——工作面长度,m;L2——区段平巷宽度,m;b——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=(1100-2×30-((4.5+5)×5)-4.5)/5=197.6m2、工作面生产能力Qr=A/(T×1.1)(公式1-6)式中:A----采区生产能力,180万t/a;Qr----工作面生产能力,t/天;T----每a正常工作日,300天。故:Qr=A/(T×1.1)=180/(300×1.1)=5454.5t目前,煤炭企业生产系统向高产高效集中化生产的方向发展,新建大型化矿井均朝“一矿一井一面”的设计思想改革,采用提高工作面单产,用一个工作面的产量来保证整个矿井的设计生产能力,故为适应现阶段煤炭行业的知道规范,本采区设计一个采煤工作面。其工作面接替顺序如下表:对于K1煤层:1101停采线60m110211031104110511061107110811091110K1煤层工作面接替顺序:1101→1102→1103→1104→1105→1106→1107→1108→1109→1110对于K2煤层:2101停采线60m210221032104210521062107210821092110K2煤层工作面接替顺序:2101→2102→2103→2104→2105→2106→2107→2108→2109→2110对于K3煤层:3101停采线60m310231033104310531063107310831093110K1煤层工作面接替顺序:3101→3102→3103→3104→3105→3106→3107→3108→3109→3110注:箭头表示回采工作面的接替顺序。7第三节确定采区内准备巷道布置和生产系统1、确定采区内准备巷道布置和生产系统(1)完善开拓巷道为了缩短采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。(2)确定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)采区布置方案分析比较确定采区巷道布置系统,采区内有三层煤,采用联合布置,每一层都布置5个工作面,根据相关情况初步制定以下三个方案进行比较(由于K1,K2煤层在我的设计中相同,所以仅以K3煤层为例说明):方案一:双岩石上山将两条上山都布置在K3煤层底板岩石中,其中运输上山布置在距离底板15m处,轨道上山布置在运输上山上方5m,即距离K3煤层10m处。如图1-3:方案二:双煤层上山将两条上山都布置在K3煤层中。如图1-4:图1-4方案二示意图图1-3方案一示意图8方案三:一岩一煤上山将两条上山分别布置在K3煤层的底板和煤层中,运输上山布置在距离K3底板5m处,轨道上山布置在K3煤层中。如图1-5:技术经济比较:表1-6掘进费用表方案工程名称方案一方案二方案三单价工程量费用(万元)工程量费用(万元)工程量费用(万元)岩石上山(m)15781100×1.2×2=2640416.60.000.001100×1.2=1320208.3煤层上山(m)12480.000.001100×1.2×2=2640338.9761100×1.2=1320169.488煤仓(元/m3)1441.2×3.14×42×15/0.924×5=4893.50670.50.000.001.2×3.14×42×5/0.924×5=1631.79623.5甩入石门(元/m)11521.2×10/0.276×5=434.850.10.000.000.000.00合计537.2338.976410.288表1-6维护费用表方案工程名称方案一方案二方案三单价工程量费用(万元)工程量费用(万元)工程量费用(万元)岩石上山(m)402640×16=42240168.960.000.001320×16=2112084.48图1-5方案三示意图9煤层上山(m)900.000.002640×16=42240380.161320×16=21120190.08煤仓(元/m3)8093.6×16=1497.611.980.000.0031.2×16=249619.968甩