采矿学课程设计

11、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件（1）设计题目的煤层倾角条件1：（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。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987654321--------------------------------------------------------灰色泥质页岩，砂页岩互层泥质细砂岩，碳质页岩互层碳质页岩，松软灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬灰色砂质泥岩薄层泥质细砂岩，稳定灰色细砂岩，中硬、稳定灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度60—80Mps灰色中、细砂岩互层3第一节采区储量与服务年限2、采区工业储量、设计可采储计算（1）采区工业储量γm----1m----2m----3煤的容重，1.30t/m3；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Z=（Zg-p）×CKKZg----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%。4P=30×2×3000×6.9×1.3+15×2×(1100-30×2)×6.9×1.3+60×(1100-30×2)1P=30×2×3000×3.0×1.3+15×2×(1100-30×2)×3.0×1.3+60×(1100-30×2)2P=30×2×3000×2.2×1.3+15×2×(1100-30×2)×2.2×1.3+60×(1100-30×2)3Zg1-p)×C=(2960.10-245.42)×0.75=2036.01万tZg2-p)×C=(1287.00-106.704)×0.80=944.24万tZg3-p)×C=(943.80-78.3)×0.80=692.4万tZZ+Z+Z=2036.01+944.24+692.4=3672.65万tK=K3K3（3）采区服务年限T=Z/(A×K)KKK----储量备用系数，取1.3。T=Z/(A×K)=3672.65/（120×1.3）=23.5aK（4）验算采区采出率Zg3;1112β-----放出系数，可取0.8；225Z-----采区工业储量，万t；g14=78.3%≥75%124=88.74%≥80%234=90.78%≥80%2第二节采区内的再划分由已知条件知：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，612L=(1100-2×30-((4.5+5)×5)-4.5)/5=197.6m12、工作面生产能力停采线1101→1102→1103→1104→1105→1106→1107→1108→1109→1110停采线2101→2102→2103→2104→2105→2106→2107→2108→2109→2110停采线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8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：表1-6掘进费用表方案一方案一方案二方案三煤层上山924×5=4893.5061.2×10/0.276×5=434.8岩石上山煤仓3)1.2×3.14×42=1631.796甩入石门6工程名称410.288416.6方案一方案一方案二方案三工程名称工程量工程量9岩石上山402640×16岩石上山402640×16168.960（m）=42240=21120煤层上山900.000.002640×16380.161320×16（m）=42240=21120煤仓8093.6×1611.980.000.0031.2×16193)=1497.6=2496甩入石门80434.8×1655.70.000.000.合计236.64380.16294.528表1-6辅助费用表方案一方案二方案一方案二方案三41.353)工程量434.8工程量工程名称煤仓单价甩入石门工程量方案一方案二方案三掘进费用410.288维护费用236.64294.528辅助费用824.09675.736表1-7技术比较表方案三方案三兼有方案一和二的优点，维护较容易降低了生产率，增加两条上山均布置在岩石中，巷道稳定，受采掘干扰较小，且维护容易岩石工程量大，掘进费用高，工期长两条上山均布置在同一煤层中，降低了出矸量，提高了煤炭的生产率，掘进容易维护困难，受采掘影方案一方案二故选择方案三，即一煤一岩上山的煤层群联合布置的准备方式，其示意图如图1-5。在采区巷道布置中，工作面布置及推进到的位置应以达到采区设计产量安全为准，工作面应推进到距上山20m处停采线位置处，即为避开采掘影响对上山的影煤柱处。采区上部和下部车场选型：(1)考虑到采用采用采区上部车场有车辆运行顺当、调车方便等优点和有通风不良，有下行风的缺点，确定采用上部平车场。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轨距的线路，轨形采用1t矿车单钩提升，每钩提升3个矿车，甩车场存车线设双轨道。斜面线路布置采用二由于是辅助提升故道岔均选择DK615-4-12(左)道岔。道岔参数为α1=14°斜面线路一次回转角α1=14°15′一次回转角的水平投影角α1′=arctan(tanα1/cosβ)=14°47′58″(β为轨道上二次回转角的水平投影角δ′=arctan(tanδ/cosβ)=29°17′34″(β为轨道上山二次伪倾斜角β″=arcsin(sinβcosδ)=arcsin(sin16°cos28°30′)=154°为了使计算直观简便，做出车场线路布置草图如图1-8：2234718mLm365（2)斜面平行线路联接点参数确定如图1-9：TmcKbSaBTBLa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同，曲线半径取R′=9000mm，n=m-T=7719-1125==6594mmc=n-b=6594-3500=3094mmL=a+B+T=3340+7481+1125=11946mmTg=Rg×tan(βg/2)=20000×taKg=Rg×βg/57.3°=5188.38mmTd=Rd×tan(βd/2)=9000×tan(16°38″/2)=1265.71mmKd=Rd×βd/57.3°=2514.75mm最大高低差H：由于是辅助提升，储车线长度按三钩计算，每钩提1t矿车3辆，故高低道储车线长度不小于3×3×2=18m，起坡点间距设为零，则有：H=18000×11‰+18000×9‰=360mmL1=[(T-L)sinβ+msinβ″+hg-hd+H]=2358.83mm两竖曲线下端点(起坡点)的水平距离为L2，则有L2=L1cosβ′+Ld-Lg=2358.83×cos15°29′42″负值表示低道起坡点超前与高道起坡点，其间距满足要求，说明S选取2000mm合RmTncKa/2ncKa/2a/2a/2bK1KcTba/2bTBaTBLtanrd=(X-△X)/Lhg=0.009tanrg=(H-X)/Lhg=0.011×id=364.61×0.009=3.281mm将△X带入则可得X=163.80mm，Lhg=17835.93mm取曲线外半径R1=9000mm取曲线内半径R2=9000-1900=7100mm△K=K1-K2=2324.52-1833.79=490.73mmT1=R1tanα/2=1168.85mmT2=R2tanα/2=922.09mm高道存车线长度为Lhg=17835.93mm；低道存车线长度Lhd=Lhg-L2=17835.93+364.61=18200.54mm；存车线处于曲线段处，高道存车线处于外曲线，外曲线和内曲线得弧长之差为△K=K1-K2=2324.52-1833.79=490.73mm则有低道存车线得总长度为L=Lhg+△K=17835.93+490.73=18326.66mm具有自动下滑得长度为17835.93mm，平破长度为490.73mm，应在闭合点之前。存车线直线段长度d:d=Lhd-C1-K2=18200.54-2000-1833.79=14366.75mm存车线单开道岔平行线路连接点长度Lk：M2=a×cosβ+(b+L+a+L1+Td)cosβ′cosα+(Td+C1+T1)cosα+T1+d+Lk=3340×cos16°+(3500+8606+3340+2358.83+1265.71)×cos15°29′42″×922.09+14366.25+11946=52262.07mmH2=(b+L+a+L1+Td)cosβ′sinα+(Td+C1+T1)sinα+S=7663.97mm设低道起坡点标高△1=±0；提车线△2=△1+hd=326.75mm△5=△2+(L+L1)sinβ′=326.=3256.05mm车线△3=△1+H=0+360=360mm△4=△3+hg=360+725.71=1085.71mm轨起点△6=△5+(b+a)sinβ′=3256.05+(3500+3340)×sin15°29′42″=5110.1mm△7=△6+a×sinβ=5110.1+3340×sin16°=6030.73mm车线△8=△1+Lhd×id=0+18200.54×0.009=163.8mm△9=△8=163.80mm(9)根据上述计算结果，绘制甩车场平面图和坡度图如图1-11，其坡度图如图1-12：1°52262.0709EACT倾斜角度3‰K'第二章采煤工艺设计第一节采煤工艺方式的确定于厚煤层，硬度系数f=2，结构简单，无断层，瓦斯涌出量较低，涌水量也较少，故可用综合机械化采煤工艺，进行综采放顶煤开采。采用综合机械化放顶煤开采，双滚筒采煤机直接落煤装煤。A)A0将数据带入可得:=3.53m为提高煤炭采出率，选取端部斜切进刀不留三角煤的进刀方式，如图1-13。A-AA-AA2A1A-AA1A-AAA-AAA2为使放出范围内得顶煤能充分破碎松散，提高采出率，降低含矸率，此工作面放煤步距选用“两刀一放”。选用依次顺序放煤方式，放煤和移架速度快MG300WZFS4400/18/28SCEC-730/400SZZ-764/132PEM1000×650SSJ1200/3×200MXP250/55ZFS4800/20/30XRBB-80/35.D设备名称采煤机液压支架刮板输送机转载机破碎机胶带运输机端头支架乳化液泵站磁力启动器配电箱123456789121111611序号序号参数类型参数值序号参数类型参数值1ZFS4400/16/282支撑掩护式4470×1430×1600mm3放煤形式低位放煤0.802—0.829Mpa4运煤方式双输送机运输56工作阻力7初撑力北京开采研究所此工作面采用及时支护方式，采煤机割煤后，先移架后推溜，防止冒顶和片帮。序号序号参数类型参数值序号参数类型参数值1ZFS4800/20/302支撑掩护式4570×1420×2030mm3放煤形式开天窗0.87Mpa4运煤方式双输送机运输52.03---2.98m6工作阻力7初撑力北京煤机厂(10)确定超前支护方式与距离超前支护采用金属铰接顶梁支护，超前工作面25米。采高小200---300mm。已知所选用得支架ZFS4400/16/28的最大结构高度为2.8m，采高为2.6m，则有△1=2.8-2.6=200mm≥200mm，满足要求；△2=1.8-1.6=200mm≥200mm，满足要求；故所选支架高度满足工作要求。P=6×2.6×2.5×103×10×1.5×5.14×10-3/0.8=3758.6kN由于3758.6kN＜4225kN(支架工作阻力)，因此支架选型满足工作要求。N1=4.5×2/1.5=6架N2=197.6/1.5=131.7架取N2=131架，即工作面所需液压之间数量为131架。则一个工作面共需要液压支架的数量为：N=N1+N2=6+137=137架采用全部垮落法处理采空区，如果较长距离顶板不垮落，则采用强制放顶处理采空区。第二节工作面合理长度确定系数f=2；K2和K3煤层属中硬煤层，个煤层瓦斯涌出量低，无自然发火倾向，涌水量小，2、工作面生产能力工作面设计设计设计生产能力为180万t/年每刀进800mm，一个工作面就可满足采区设计生产力要求。采区工作面生产所选用的设备均为国内先进的生产设备，工作面选用200m的刮板输送机4、顶板管理该采区顶板较稳定，两刀一放，采用及时支护，可有效控制顶板冒落等不安全因素，采5、经济合理的工作面长度第三节采煤工作面循环作业图表的编制2、劳动组织表班长采煤机司机输送机司机转载机司机胶带机司机移架工端头工超前支护工跟班电工安全质量员跟班机修工放煤工泵站工送饭工计894485