电气(三)班采矿工程课程设计 -终极打印版

中国矿业大学应用技术学院《采矿工程》课程设计1目录第一章采区巷道布置采区概况第一节采区储量及服务年限第二节采区再划分第三节确定采区内准备巷道布置及生产系统第四节采区中部车场线路设计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验证第三节采煤工作面循环作业图表的编制及劳动组织第四节采区生产安全措施中国矿业大学应用技术学院《采矿工程》课程设计2第一章采区巷道布置采区概况1、采区尺寸：走向长度3600m，倾斜长度1100m。2、煤层倾角、容重：煤层倾角平均16°；容重1.33mt；3、煤层名称、厚度、层间距：根据煤层赋存情况，共有三层煤层，中间的薄煤层第二层K2=0.2～0.5m忽略不计，可开采煤层分别为第一层为K1=3.5m；第三层K3=2.5m。煤层间距：K1～K2为10m；K2～K3约为10m。开采煤层：K3煤层和K3煤层。4、顶底板岩性：K1煤层：伪顶为碳质页岩，松软，厚0.2m。老顶为泥质细砂岩，碳质页岩互层，灰色泥质页岩，砂页岩互层，厚约为17mK3煤层：底板为灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度60～80MPa，厚3.5m；灰色中、细砂岩互层，厚24.68m。K1～K2之间岩层：灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬，厚4.2m；灰色砂质泥岩，厚7.8m。K2～K3之间岩层(从上到下)：薄层泥质细砂岩，稳定，厚4.6m；灰色细砂岩，中硬、稳定，厚3.2m。5、瓦斯、煤尘、自燃性、涌水量：各煤层瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小。6、第一开采水平为该采区服务的一条运输大巷布置在K3煤层底板下方25m处的稳定岩层中。中国矿业大学应用技术学院《采矿工程》课程设计3设计采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=1.30t／m34.20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薄层泥质细砂岩，稳定……………………….……3.20灰色细砂岩，中硬、稳定2.50K3煤层，煤质中硬,γ=1.30t／m3。。。。。。。。。。。。。。。。。。3.50灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度60～80MPa。。。。。。。。。。。。。。。。。。24.68灰色中、细砂岩互层中国矿业大学应用技术学院《采矿工程》课程设计4第一节采区储量及服务年限一、采区生产能力选定：采区生产能力选定为180万t/a；二、采区工业储量、设计可采储量1、采区工业储量计算：mLHZg式中：gZ——采区工业储量，Mt；H——采区倾斜长度，1100m；L——采区走向长度，3600m；γ——煤的容重，1.30t/m3；m1——K1煤层煤的厚度，为3.50m；m2——K2煤层煤的厚度，为0.2～0.5m，忽略；m3——K3煤层煤的厚度，为2.5m。1gZ=1100×3600×3.5×1.3=1801.80Wt=18.018Mt；3gZ=1100×3600×2.5×1.3=1287.00Wt=12.87Mt；gZ=1gZ+3gZ=18.018+12.87=30.888Mt。2、采区煤柱损失：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。永久保护煤柱：采区左右两边界煤柱各取10米，采区上部边界煤柱取30m保护煤柱，下部取10米煤柱，上山之间煤柱取20米保护煤柱，上山两侧各取20米保护煤柱。K1煤层永久保护煤柱P1为：P1=（30+10）×3600×3.5×1.3+（10+10）×（1100-40）×3.5×1.3=0.75Mt；K3煤层永久保护煤柱P3为：P3=（30+10）×3600×2.5×1.3+（10+10）×（1100-40）×2.5×1.3=0.540Mt；3、采区设计可采储量计算：CpZZgk)(中国矿业大学应用技术学院《采矿工程》课程设计5式中：kZ——采区设计可采储量，Mt；P——边界煤柱损失量；C——采区采出率。厚煤层不低于0.75；中厚煤层不低于0.80；薄煤层不低于0.85；由于K1、K3煤层都为中厚煤层，因此C值取0.8。1kZ=（18.018-0.751）×0.8=13.814Mt；3kZ=（12.87-0.54）×0.8=9.864Mt；kZ=1kZ+2kZ=13.814+9.864=23.678Mt。三、采区的服务年限的计算：KAZTk式中：T——煤层设计服务年限，年；kZ——采区设计可采储量，Mt；A——采区设计生产能力，180万吨/年；K——储量备用系数，取1.3；T1=13.814×102/（180×1.3）=5.903年；T3=9.864×102/（180×1.3）=4.214年；T=T1+T3=5.903+4.214=10.117年。四、验算采区采出率：ggZCPPPZC采上区)(式中：C——采区采出率；gZ——采区工业储量，Mt；P——边界煤柱损失量；P区——区段保护煤柱损失量，每个煤柱宽度5m，5个区段但有4个煤柱；P上——上山保护煤柱损失量，上山之间20m，上山两边各20m；C采——工作面采出率。P=P1+P2=1.29Mt；P区=3600×（4×5）×（3.5+2.5）×1.3=0.56Mt；中国矿业大学应用技术学院《采矿工程》课程设计6P上=（1100-40）×（20+20+20）×（3.5+2.5）×1.3=0.49Mt；C=（30.88-1.29-0.56-0.49）×0.95/30.888=87.8%80%符合国家对采区采出率的要求。第二节采区再划分一、确定采煤工作面长度：采煤工艺选取综合机械化采煤，要求有一定的走向长度。由已知条件知：该采区左右边界各有10m的边界煤柱，上部边界设煤柱为30m，下部留10m煤柱，故其倾斜长度为：1100－40=1060m，走向长度3600-30×2-20-10×2=3500m。该采区划分为5个区段，每区段长212m。区段斜长内一般设置一个走向长壁采煤工作面，因此区段斜长就等于采煤工作面长度加上区段平巷宽度和护巷煤柱的宽度。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,本采区综采工作面长度为200m，巷道宽度选取4m，已满足综合机械化工作面走向长度的要求，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，故工作面长度为：nnnLqbL)1(221式中：b——倾向长度，1100m；L2——平巷宽度，4m；q——上下边界，30+10=40m；β——护巷煤柱宽度，5m；n——区段数目，5个；L1——工作面长度。L1=[1100-40-2×4×5-5×(5-1)]/5=200m；故工作面长度200m。二、确定采区内区段数目：回采工作面是沿倾斜方向布置，沿走向推进，采用走向长壁式开采。通过上述计算可得工作面长度取200m，采区内区段数目取5个。三、确定工作面生产能力：工作面日生产能力：1.1TAQr中国矿业大学应用技术学院《采矿工程》课程设计7式中：rQ——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；rQ=180×104/300×1.1=5454.5t/d四、确定采区内同采工作面数及工作面接替顺序生产能力为180万t/a,且工作面生产能力为5454.5t/d。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：工作面布置（双翼布置）图如下图所示：K1煤层K3煤层11011102330133021103110433033304110511063305330611071108330733081109111033093310工作面接替顺序：左右交替，左边开采，右边准备；采区内自上而下开采，先采完上区段，后开采下区段；煤层间自上而下开采，先采K1煤层后采K3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→3301→3302→3303→3304→3305→3306→3307→3308→3309→3310对应符号含义：中国矿业大学应用技术学院《采矿工程》课程设计8114131（说明：以上箭头指向表示工作面接替顺序。）第三节确定采区内准备巷道布置及生产系统一、采区形式采区形式采用双翼采区布置形式。采区上下山布置在采区走向中部，为采区两翼服务的准备方式称为双翼采区，这样布置的范围较大，可以相对减少上下山、石门及车场等准备巷道的工程量，是应用最广泛的一种准备方式。二、完善开拓巷道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布置在K3煤层底板下方25m的稳定岩层中，回风大巷则布置在采区上部边界K3煤层底板下方25m的稳定岩层。三、确定巷道布置系统确定采区巷道布置系统，采区内有两煤层K1和K3可采，根据相关情况初步制定以下两个方案进行比较：方案一：采区上山联合布置一煤一岩上山在距K3煤层底板20m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，两上山位于采区走向中央，水平距离为20m，巷道宽度均为4m，高度均为2.5m，石门联系各煤层。通风路线：新风从阶段运输大巷→采区主石门→采区下部车场→轨道上山→中部甩车场→第二区段轨道平巷→区段联络巷道→第一区段运输平巷→工作面→第一区段回风平巷→回风石门→阶段回风大巷。翼号区段号煤层号采区号矿号水平号中国矿业大学应用技术学院《采矿工程》课程设计9第二方案：采区上山联合布置两岩层上山在K3煤层底板16m处岩石中布置一条岩石轨道上山；在K3煤层底板20m处岩石中布置一条岩石运输上山，两上山位于采区走向中央，水平距离为20m，巷道宽度均为4m，高度均为2.5m，石门联系各煤层，并在运输平巷和运输上山间设置溜煤眼。通风路线：新风从阶段运输大巷→采区主石门→采区下部车场→轨道上山→中部甩车场→第二区段轨道平巷→区段联络巷道→第一区段运输平巷→工作面→第一区段回风平巷→回风石门→阶段回风大巷。根据已提出的方案及方案比较的原则，两个方案中相同的部分可不参加比较，故K3煤层的巷道布置和区段巷道布置方案不参加比较，仅就采区上山及联络巷道进行比较。方案的技术比较见表3-1。方案的经济比较见表3-2和表3-3。方案的技术：表3-1采区方案技术比较项目方案第一方案一煤一岩上山第二方案双岩上山掘进工程量工程量相对较小工程量大,和方案一比，由于上山在岩石中，故每区段要多掘石门和溜煤眼。工程难度相对而言煤巷施工较容易相对困难,一是岩巷施工，二是联络巷道复杂巷道维护煤层上山，梯形金属支架受采动影响大，维护工程量大，费用高。维护工程量小，维护费用低通风距离煤巷中相对较短相对较长,每区段要增加一段石门通风距离工程期煤层上山掘进速度快，投产相对较快岩石上山的掘进速度较慢，投产略慢支架回收煤巷中可以回收，70%可以复用无法回收管理环节煤巷中相对较少相对较多,主要是漏风环节较多中国矿业大学应用技术学院《采矿工程》课程设计10技术经济比较：表3-2掘进费用表方案工程名称方案一方案二单价工程量费用（万元）工程量费用（万元）岩石上山（元/m