采矿学专业课程设计

二〇一七年六月采矿学课程设计站点：山西机电班级：级专业：采矿工程学号：姓名：穆彦亮序论一、目1、初步应用《采矿学》课程所学知识，通过课程设计，加深对《采矿学课程理解。2、培养采矿工程专业学生动手能力，对编写采矿技术文献，涉及编写设计阐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阐明书及绘制毕业设计图纸打基本。二、设计题目1、设计题目普通条件本采区南以F4断层为界，北以相邻采区煤柱为界，上部标高-50m以上为风化带煤柱，下部边界为水平煤柱。采区走向长度2100m，倾斜平均长度960m,倾角平均为12°。采区共有两层煤，区内地质构造简朴，为单斜构造，无断层和褶曲。采区内无大含水层和地下水，开采条件较好。运送和回风石门标高分别是-250m和-50m。采区生产能力自定。煤层特性本采区内赋存4，5号两层煤，4号煤层和5号煤层均为中厚煤层。煤层埋藏稳定，构造简朴，煤质中硬，自然发火期为3-12个月。煤岩爆炸指数为34-70％。煤层瓦斯含量小，采区所属矿井为低瓦斯矿井。三、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(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四、进行方式学生按设计大纲规定，任选设计题目条件中煤层倾角条件1或煤层倾角条件2，综合应用《采矿学》所学知识，每个人独立完毕一份课程设计。第一章采区巷道布置第一节区储量与服务年限1、采区生产能力选定依照规定采区上部煤柱为10m下部煤柱留10m，故剩余倾斜长度为：960-20=940mN=940/220+4*2=4.1取分4个区段采煤工艺选用综合机械化采煤，工作面长度取220m。采区生产能力A=LVMrC取第四层先生产000A=220*1200*2*1.3*0.95=65.2≈65万吨/a02、采区工业储量、设计可采储量(1)采区工业储量Zg=H×L×(m4+m5)×γ(公式1-1)式中：Zg----采区工业储量，万t；H-------采区倾斜长度，960m；L-------采区走向长度，2100m；γ----煤容重，1.30t/m3；M4----K1煤层煤厚度，为2米；M5----K3煤层煤厚度，为2.50米；Zg=960*2100*1.3*（2+2.5）=1179.3万吨(2)采区设计可采储量Zk=(Zg-P)×C(公式1-2)式中：Zk----采区设计可采储量，万t；Zg----采区工业储量，万t；P----采区煤柱损失量，万t；C----采区采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%（阐明：采区煤柱涉及区段煤柱、采区上下边界煤柱、采区两侧边界煤柱及维护上山煤柱。由于K4、K5煤层都为中厚煤层，因而C值取0.8）PK4=2*20*3*940*1.3+15*2*940*1.3+2*30*940*1.3+2055*10*2*2*1.3=36.3万吨PK5=2.5*20*3*940*1.3+15*2.5*940*1.3+2055*10*2*2.5*1.3+2.5*30*940*1.3=45.4P=PK4+PK5=36.3+45.4=81.7万吨ZK=(1179.3-81.7)*0.8=878万吨(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----采区生产能力，万t；ZK----设计可采储量，万t；K----储量备用系数，取1.3。T=878/65*1.3=10.3a取(4)验算采区采出率采区采出率C=(Zg-P)/Zg(公式1-4)式中：C-------采区采出率，%Zg----采区工业储量，万tP----采区煤柱损失量，万tC=（1179.3-81.7）/1179.7=0.930.8(符合国家对采区采出率规定。)第二节采区内再划分1、拟定工作面长度以拟定工作面长度为220m2、拟定采区内区段数拟定采区内区段数为4段3、工作面生产能力工作面日生产能力：Qr=A／(T×1.1)（公式1—6）式中：Qr——工作面生产能力，t／dA——采区生产能力，t／aT——每年正常工作日，300dQr=A／(T×1.1)=650000／(300×1.1)=1969.7t／d4、拟定采区内同采工作面数及工作面接替顺序生产能力为65万t/a,且工作面生产能力为1969.7t／d。当前开采准备系统发展方向是高产高效生产集中化，采用提高工作面单产，以一种工作面产量保证采区产量，因此定为采区内一种工作面生产。工作面布置（双翼布置）图如下图所示：K4煤层K5煤层1401140215011502140314043303150414051406330515061407140815071508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K4煤层后采K5煤层最后达到高产高效。工作面接替顺序如下表所示：1401→1402→1403→1404→1405→1406→1407→1408→1501→1502→1503→1504→1505→1506→1507→1508（阐明：以上箭头指向表达工作面接替顺序。）第三节拟定采区内准备巷道布置及生产系统1、依照所选题目条件，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，依照所给地质条件及采矿工程设计规划，-50标高开掘一条阶段回风大巷。第一开采水平为该采区服务一条运送大巷，布置在-250标高处2、拟定巷道布置系统及采区布置方案分析比较按采区上山数目、位置不同提出两个方案：方案一：在K4煤层中开掘一条轨道上山，在距K4煤层10m处底板岩层中开掘一条运送上山，即一煤一岩上山，如下图所示方案二：在K4煤层中开掘两条上山（轨道上山与运送上山），即双煤上山，如下图所示序工程名单数工计算式号称位量程量1轨道上巷道宽4m1.5=自巷道底板算起墙山高2掘进111711712.24*960=11750.4=960m00m³.50450.43半圆拱12.S=4*(0.39*4+1.5)=12.24断面积24工程名数工煤绗岩巷煤巷岩巷称量程量单价单价费用费用(1)两种方案在经济上比较工程量表：4树脂药1146（12.24*960/0.8)/100卷锚杆架设00根.88Φ20*mm5树脂锚杆制作Φ100根.81149（12.24*960/0.8）*1.02/10020*mm6喷射混凝土墙100m³24.32*1.5*0.15*960/1007喷射混凝土拱100m³829.31.57（4+0.15）*0.15*960/1008钢筋网制作铺设t9256.（1.57*4+2*1.5）*960*6.39/1000（6.39KG/㎡）费用表：方案一方案二544.44601100%110.8%掘进11115006123958.8145.=960m7.504750.49268半圆拱断面积.2412树脂药卷锚杆架设Φ20*mm6.881428692869442.1442.1树脂锚杆制作Φ20*mm9.811442304230663.3663.3喷射混凝土墙324.1611716117226,4226.4喷射混凝土拱3829.6704467044367.0367.0钢筋网制作铺设.925625402540514.4514.4比较（阐明：由于其他各项费用基本相似，因此不进行比较。）可得出双煤上山费用是一煤一岩上山1.10倍，在费用上多余10%，即一煤一岩上山在经济上比较占优势。（2）两种方案在技术上比较方案\项目1、掘进工程量2、工程难度3、通风距离采区方案技术比较表第一方案一煤一岩上山方案工程量大比第二方案多掘石门困难较长每区段增长了通风距离第二方案双煤上山方案工程量小较容易短4、管理环节多一条煤层上5、巷道维护山，维护工程量较大，费用较高岩石上山掘7、工程期进速度慢，工程期较长少维护工程量大，维护费用高双煤上山掘进快，投产快当采用双煤上山布置时，由于最下部K4煤层为维护条件较好中厚煤层，煤质中硬，且顶部为稳定灰色粉砂岩，因此上山布置在K4煤层中，维护相对容易，且上山掘进速度快，可实现早投产。如果采用一煤一岩上山布置，虽运送上山为岩巷，较容易维护，但其掘进速度慢，不利于早投产，且工作量大。并且两个方案总费用相差不大。综合经济和技术比较，最后决定将采区上山布置在K煤层中，即采用双煤4上山，两条上山间距为20m，上山两侧各留20m保护煤柱。3、拟定工作面回采巷道布置方式及工作面推动终点位置依照煤层储存条件可知，K4煤层厚2m，K5煤层厚2.5m，都为中厚煤层，瓦斯含量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小，易于维护。工作面走向推动长度为993m左右，采用单巷布置，且一种工作面就可以达到设计生产能力规定。综合考虑，回采巷道布置方式采用单巷沿空掘巷。4、在采区巷道布置平面内，工作面布置及推动到位置应以达到采区设计产量为准。该采区采用双翼开采，在采区两侧各留15m煤柱，因左侧有大断层故多留15m煤柱，开始布置工作面，进行推动。由于采区上山布置在K4煤层中，在离上山20m处停采，留20m煤柱保护采区上山，两条上山中间留20m保护煤柱。K1、K3煤层相距20m左右，由于相距较近，因而两层煤所留煤柱相似，工作面布置及推动到位置也同样。5、采区内上、下区段工作面交替期间同步生产时通风系统图采区内上下区段工作面交替期间同步生产时通风系统图如下图所示6、采区上、下部车场选型采区上部车场选用单向甩车场；采区下部车场选用大巷装车顶板绕道式下部车场。第四节采区中部甩车场线路设计1、斜面线路联接系统参数计算该采区开采近距离煤层群，倾角为12°。铺设600mm轨距线路，轨形为15kg/m，采用1t矿车单钩提高，每钩提高3个矿车，甩车场存车线设双轨道。斜面线路布置采用二次回转方式。(1)道岔选取及角度换算由于是辅助提高故道岔均选取DK615-4-12(左)道岔。道岔参数为α1=14°15′，a1=a2=3340，b1=b2=3500。斜面线路一次回转角α1=14°15′斜面线路二次回转角δ=α1+α2=14°15′+14°15′=28°30′一次回转角水平投影角α1′=arctan(tanα1/cosβ)=14°47′58″(β为轨道上山倾角16°)二次回转角水平投影角δ′=arctan(tanδ/cosβ)=29°17′34″23417865T1L0m3ma32L1b1aLLkLda1R1K1T1C1d1a2R2K2T2Lka3R3K3T3(β为轨道上山倾角16°)一次伪倾斜角β′=arcsin(sinβcosα1)=arcsin(sin16°cos14°15′)=15°29′42″二次伪倾斜角β″=arcsin(sinβcosδ)=arcsin(sin16°cos28°30′)=154°1′6″为了使计算直观简便，做出车场线路布置草图如图1-8：图1-8中部甩车场线路计算草图（2)斜面平行线路联接点参数拟定如图1-9：图1-9斜面平行线路联接本设计采用中间人行道，线路中心距S=1900mm，为简化计算，斜面联接点距中心距与线路中心距相似，曲线半径取R′=9000mm，则各参数计算如下：B=Scotα=1900×cot14°15′=7481mmm=S/sinα=1900/sin14°15′=7719mmT=Rtan(α/2)=9000×tan(14°15′/2)=1125mmn=m-T=7719-1125==6594mmc=n-b=6594-3500=3094mmL=a+B+T=3340+7481+1125=11946mm(3)竖曲线相对位置竖曲线相对参数：高道平均坡度：ia=11‰,rg=arctania=37′49″低道平均坡度：id=9‰,rd=arctanid=30′56″低道竖曲线半径：Rd=9000mm取高道竖曲线半径：Rg=0mm高道竖曲线参数：βg=β′-rg=15°29′42″-37′49″=14°51′53″mTncKbSaBTLhg=Rg(cosrg-cosβ′)=0(cos37′49″-co