65采矿学课程设计

《采矿学》课程设计说明书(准备方式：采区布置煤层倾角：16°生产能力：180万t)学院：矿业学院班级：安全06-（2）姓名：刘洪良学号：21060166班级序号：13指导老师：张人伟完成时间：2009年11月13日1设计目录绪论……………………………………………..………2第一章采区巷道布置……………………………………5第一节采区储量与服务年限…………………………5第二节采区内的再划分………………………………7第三节确定采区准备巷道布置及生产系统…………10第四节采区中部车场线路设计………………………12第二章采煤工艺设计……………………………………22第一节采煤工艺方式的确定…………………………22第二节工作面合理长度的验证………………………26小结……………………………………………………33参考文献……………………………………………………342绪论一、目的1、初步应用《采矿与通风》课程所学的知识，通过课程设计，加深对《采矿与通风》课程的理解。2、培养安全工程专业学生动手能力，对编写采矿和通风技术文件，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下基础。二、设计题目1、设计题目的一般条件该矿第一开采水平上山阶段某采（带）区自下而上开采K1、K2、K3煤层，煤层厚度、层间距及顶底板岩性见综合柱状图(见图1)。该带区走向长度3600m，倾斜长度1100m，采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，各煤层的相对瓦斯涌出量均为6.6m3/T煤层有自然发火危险，发火期为16-18个月，煤尘有爆炸性，爆炸指数为36%，涌水量较小。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。部分巷道名称、长度、支护形式，断面几何特征参数列入表1。表1井巷支护形式及几何特征参数3编号井巷名称支护形式长度（米）断面（米2）周长（米）1副井井筒混凝土30035.821.902井底车场及主石门锚喷35014.210.43井底运输大巷锚喷130012.813.64采区回风石门锚喷10010.0812.45风井混凝土8012.813.66总回风平巷锚喷13009.6211.707风硐混凝土2、设计题目的煤层倾角条件（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12º（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16º3、井内的气象参数按表2所列的平均值选取，除综采工作面采用4-6工作制外，其它均采用三八工作制。综采工作面同时作业最多人数40人，高档普采工作面同时作业最多人数60人。表2空气平均量率一览表季节地点进风井筒出风井筒冬1.281.20夏1.201.244三、课程设计内容1、确定采区或带区巷道布置设计，绘出采区或带区巷道布置设计平面图和剖面图；2、确定各煤层的工作面回采工艺；3、提出该矿前25年左右的矿井通风系统方案，并进行技术比较与经济比较（粗略），选择最优方案，确定出矿井的通风系统。4、确定采区的通风方式并作技术比较。5、确定采煤工作面的通风方式并作技术比较。6、确定主扇的工作方式并作技术比较。7、计算各用风地点的供风量和矿井总用风量。8、确定矿井通风困难时期和容易时期的开采位置，分别绘制两个时期的通风系统立体图和网络图（用8开或16开纸画）。9、分别计算两个时期的矿井最大通风阻力和等积孔，并评价矿井的通风难易程度。10、选择矿井主扇并确定两个时期的工况点，选择配套电机，概算通风费用，提出对通风设备的安全技术要求。5图1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3.5K1煤层，γ＝1.30/m34.20灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉7.80灰色砂质泥岩0.2~0.5K2煤层﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉﹉4.60薄层泥质························3.20灰色细砂岩，中硬、稳定2.50K3煤层，煤质中硬，γ＝1.30/m3。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。3.50灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度60～80MPa。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。。24.68灰色中、细砂岩互6第一章采区巷道布置第一节采区储量与服务年限一、采区的生产能力采区生产能力选定为180万t/a二、计算采区的工业储量、设计可采储量1.采区工业储量由公式Zg=H*S*(m1+m3)*r(公式1-1)式中Zg-----采区工业储量，万tH------采区倾斜长度，1100mS-------采区走向长度，3600mr--------煤的容重，1.34t/m3mi------第i层煤的厚度，3.5+2.5=6.0mZg=1100×3600×6.0×1.34=3183.84(万t)2.设计可采储量设计可采储量Zk=（Zg-p）*C(公式1-2)式中：Zk------设计可采储量,万tZg------工业储量,万tp--------永久煤柱损失，万tC--------采区采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%。7说明：p可取其为工业储量的10%来计算，即p=10%*ZgZk=（3183.84－3183.84×10﹪）*80﹪=2865.456万t3.采区服务年限由T=Zk/（A*k）(公式1-3)式中：T——采区服务年限，a;A——采区生产能力，90万t；Zk——设计可采储量，2223.936万tK——储量备用系数，取1.4T=2865.456/(180*1.4)=11.37a4．验算采区采出率a.对于k1中厚煤层：C=(Zg1-p1)/Zg1(公式1-4)C———采区采出率，%；Zg1———k1煤层的工业储量，万t；p1———k1煤层的永久煤柱损失，万t；说明：采区边界保护煤柱取20m，停采煤柱取20m，区段隔离煤柱5m.Zg1=1100×3600×3.5×1.34=1857.24万tp1=[（1100－40）×20×5+3600×20×2+（3600－40－60－10）×0.5×8×5]×3.5×1.34=149.99万tC=(Zg1-p1)/Zg1=（1857.24－149.99）/1857.24=91.92%80%满足要求8b.对于K2薄煤层：（煤层薄，不进行开采）c.对于K3中厚煤层：C=(Zg2-p2)/Zg2(公式1-5)C———采区采出率，%；Zg3———k3煤层的工业储量，万t；P3———k3煤层的永久煤柱损失，万t；说明：K3煤层的保护上山煤柱一侧取30米，其余与K1煤层相同。Zg3=3600×1100×2.5×1.34=1326.6万tP3=[（1100－40）×20×5+3600×20×2+（3600－40－60－10）×0.5×8×5]×2.5×1.34=107.14万tC=(Zg3-p3)/Zg3=（1326.6－107.14）/1326.6=91.92%80%满足要求第二节采区内的再划分1.确定工作面长由已知条件知：该煤层倾向共有：1100m的长度。且采煤工艺选取的是较先进的综采。由《采煤学》所学知识得知，综采工作面长度一般为150m—250m，巷道宽度为4m～4.5m,本题目选取4m，且采区生产能力为180万t/a，一个中厚煤层的一个区段便可以满足生产要求，最终选定5个区段，区段煤柱选为5m,故工作面长度为：9L=（1100-20-20-5×4-10×4）/5-=200(m)取5m的整数倍，所以取L=200m2.确定工作面生产能力采区生产能力的基础是采煤工作面的生产能力，采煤工作面的生产能力取决于煤层厚度、工作面长度和推进度。本设计采用四、六制，三班割煤一班准备。所选采煤机截深为1000mm，对于K1煤层，每班进两刀，一天共进6刀，故工作面年生产能力为：A1=200×3.5×1×1.34×330=185.724万t/a，对于K3煤层每班进三刀，一天共9刀，一个采煤工作面的年生产能力可由下式计算：A3=200×2.5×1×1.34×330=199万t/a3．确定采区内工作面数目及接替顺序由于采区生产能力为180万t/a,且工作面生产能力185（K1）、199（K3）万t/a,对于K1和K3煤层布置一个工作面能够完全满足生产要求。其具体回采顺序如：表1.1所示：表1.1回采顺序表101010210101103021030110104101031030410303101061010510306103051010810107103081030710110101091031010309k1煤层K3煤层对于k1煤层，其厚度为3.5m,布置一个综采工作面，采取每班进两刀，一天共进6刀就可以完全满足生产要求，采取单个工作面进行回采。对于2.5m的K3煤层则采取每班进三刀，一天共9刀，以满足生产要求。K1煤层开采顺序：10102→10101→10104→10103→10106→10105→10108→10107→10110→10109K3煤层开采顺序：10302→10301→10304→10303→10306→10305→10308→10307→10310→10309说明：以上箭头表示方向为工作面推进顺序。第三节确定采区准备巷道布置及生产系统1．确定采区内准备巷道布置根据题目所选条件，完善采区所需的开拓巷道及准备巷道。还需两条上山。2．布置上山数目、位置及进行方案关于技术经济比较：方案一一煤一岩上山布置，运输上山布置在k3煤层底板下25m处，轨道上山布置在煤层中。11方案二两条煤层上山布置，两条上山均布置在k3煤层中方案三两条岩石上山布置，两条上山均布置在k3煤层底板下方25m处3.可行性方案选择（1.）技术因素比较综观以上三种方案，由于双煤上山服务年限较长，巷道维护困难，因此否决方案二。（2.）经济因素比较（2.1）运输上山掘进费用：两方案相同（2.2）轨道上山掘进费用：方案一：1100*（1284+776）=225.28万元方案三：1100*（1578+776）=258.94万元（2.3）区段运输石门掘进费用：方案一：151*（1152+716）=28.2万元方案三：104*（1152+716）=19.4万元（2.4）采区上部车场掘进费用：两方案相同（2.5）采区绞车房掘进费用：两方案相同（2.6）运输上山维护费用：两方案相同（2.7）轨道上山维护费用：方案一1100*90=9.9万元方案三1100*40=4.4万元（2.8）区段运输石门维护费用：方案一151*80=1.2万元方案三104*80=0.8万元（2.9）运输上山运输费用：两方案相同（2.10）轨道上山运输费用：两方案相同12各方案总计费用（相同工程项目除外）：方案一264.58万元方案三283.54万元费用单价表（一）序号顶目单价数量1井巷掘进真接费岩石上山元/m15782沿煤上山元/m12843岩石平巷元/m11524煤层平苍元/m8315采区变电所元/m31446采区煤仓元/m31447采区绞车房元/m3162费用单价表（二）项目井深(m)单位300400500700井巷辅助费大巷元/m1073160512961524上山元/m1164130214071605岩石平巷元/m951106511491347煤仓元/m951106511491347硐室元/m3171183195252生产经营费通风元/t0.4150.4270.4800.670排水元/t0.3230.4150.5670.740上山运输元/tkm0.3440.3440.3440.344机巷运输元/tkm0.8