建筑工程设计采矿工程课程设计—采区部分

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1、(建筑工程设计)采矿工程 课程设计采区部分 (建筑工程设计)采矿工程 课程设计采区部分 C=(Zg1-p1)/Zg1(公式 1-4) C采区采出率，%； Zg1k1 煤层的工业储量，万 t； p1k1 煤层的永久煤柱损失，万 t； 说明：采区边界保护煤柱取 5m，停采煤柱取 30m，区段煤柱 5m. Zg1=1000*2100*6.9*1.3=1883.7 万 t p1=(30+10)*1000*6.9*1.3+5*5*2100*6.9*1.3=118.88 万 t C=(Zg1-p1)/Zg1=（1883.7-118.88）/1883.7 =93%75%满足要求 b.对于 K2 中厚煤层：

2、C=(Zg2-p2)/Zg2(公式 1-5) C采区采出率，%； Zg2k2 煤层的工业储量，万 t； P2k2 煤层的永久煤柱损失，万 t； 说明：K2 煤层与 K1 煤层相同。 Zg2=2100*1000*3*1.3=819 万 t P2=（30+10）*1000*3*1.3+5*5*2100*3*1.3=36.075 万 t C=(Zg3-p3)/Zg3=（819-36.075）/819 =95.6%80%满足要求 c.对于 K3 中厚煤层： C=(Zg2-p2)/Zg2(公式 1-5) C采区采出率，%； Zg3k3 煤层的工业储量，万 t； P3k3 煤层的永久煤柱损失，万 t； 说

3、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=2100*1000*2.2*1.3=600.6 万 t P3=（60+10）*1000*2.2*1.3+5*5*2100*2.2*1.3=35.035 万 t C=(Zg3-p3)/Zg3=（600.6-35.035）/600.6 =94%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：1000m 的长度。且采煤工艺选取的是较先进的综采，一次 采全高放顶煤法，由采煤学所学知识得知，综放工作面长度一般为 130m190m，巷道宽 度为 4m4.5m,本题目选取 4.5m，且采区生

4、产能力为 150 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 6 个区段，区段煤柱选为 5m,故工作面长度为： L=1000/6-4.5*2-5=153(m) 取 5m 的整数倍，所以取 L=150m 2.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。一个采煤工作面的生产能力可由下式计算： A0=L 采*V0*m*C(公式 1-5) 式中：A0工作面生产能力，万 t/a; L 采工作面长度；m， V0工作面推进度.综采面年推进度可达 10002000m，取 1200m。 煤容重，t/m3 C工作面采

5、出率，一般为 0.930.97，取 0.93 A0=L 采*V0*m*C =150*1200*6.9*1.3*0.93=150.2 万 t 3确定采区内工作面数目及接替顺序 由于采区生产能力为 150 万 t/a,且工作面生产能力为 150.2 万 t,对于 K1 煤层布置一个工作 面便可满足生产要求（由于所选采煤机截深为 630mm，一天共进 7 刀，故工作面生产能力为 ： 0.63*7*150*6.9*1.3*0.93*300=165 万 t） ，而对于 K2，K3 煤层可采取两个工作面同时回采， 以满足生产要求。其具体回采顺序如：表 1.1 所示： 对于 k1 煤层，其厚度为 6.9m,

6、布置一个综放工作面便可以满足生产要求。对于 3.0m 的 K2 煤 层和 2.2m 的 K3 煤层采取两个工作面同时生产，以满足生产要求。 K1 煤层开采顺序： 101021010110104101031010610105101081010710110101091011210 111 K2 煤层开采顺序：（10201，10203）（10202，10204）（10205，10207）（10206， 10208）（10209，10210）（10211，10212） K3 煤层开采顺序：（10301，10303）（10302，10304）（10305，10307）（10306， 10308）（103

7、09，10310）（10311，10312） 说明：以上箭头表示方向为工作面推进顺序，括号内为同采工作面。 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 10m 处，轨道上山布置在煤层中。 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 10m 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，

8、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： 方案一：1000*（1284+776）=206 万元 方案三：1000*（1578+776）=235.4 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 1000*90=9 万元 方案三 1000*30=3 万元

9、 （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 各方案总计费用（相同工程项目除外）： 方案一 244.4 万元 方案三 258.6 万元 从如上的经济比较中， 可以看出一煤一岩上山所需的总费用要比双岩上山所需的总费用要少， 因此在经济上更加合理，沿煤层掘进具有超前探煤作用。同时我国的煤巷支护技术也有了很 大的提高，尤其是锚喷支护技术，完全可以满足煤层上山的需要。综合考虑以上因素，可采 用在 K3 煤层中布置轨道上山，在 K3 煤层下方 10m 处布置运输

10、上山。即：选中一煤一岩上山 方式布置生产系统。 3确定工作面回采巷道布置方式. K1 煤层为厚煤层，单独开采时，可满足生产要求，故先开采 K1 煤层，K1 煤层采完后，接着 采 K2，K3 煤层。考虑到 K1 煤层生产能力较大，且矿井瓦斯涌岀量较低，为更好地进行工作 面接替，减少煤柱损失，故采用沿空掘巷。沿采空区留 5m 的护巷煤柱。 4在采区巷道布置平面图内，工作面布置及推进的位置应以达到采区设计产量为准。 由于 k1，k2，k3 煤层采取联合布置的开采方式，且岩体较稳定，煤层上山易维护，故在 k1 煤层两侧各留 5m 边界煤柱，在上山附近留 30m 的停采煤柱。煤层适合综采一次采全高放顶

11、煤。k2，k3 煤层一次采全高。 5K1 煤层上、下区段交替期间同时生产的通风系统如图 1.1 图 1.1 通风系统图(见下页) 6采区上、中、下部车场选型 采区上部车场选用单道顺向平车场； 采区下部车场选用大巷装车顶板绕道式，由于煤层倾角为 12。，而且顶底板围岩稳定，所以 选用该形式的车场。 采区中部车场 该采区开采近距离煤层群，轨道上山布置在底板岩石中，倾角为 12，向区段石门甩车。轨 道上山和石门内均铺设 600mm 轨距的线路，轨形为 15kg/m，采用 1t 矿车单钩提升，每钩提 升 3 个矿车，要求甩车场存车线设双轨高低道。斜面线路布置采用一次回转方式。 第二章采煤工艺设计 第一

12、节采煤工艺方式的确定 1.选第一煤层，即 k1 煤层为对象设置采煤工艺。 且 k1 煤层厚度为 6.9m，属于中硬煤层，故可用综合机械化采煤一次采全高放顶煤工艺。 2.选用国产设备 经查采矿设计手册得知：根据煤层的实际情况，选用 MG880WD 采煤机，参数如下： 采高 1.83.7m 适应煤层硬度 f=13 煤层倾角35 截深 630mm 滚筒直径 1.6m 牵引式无链 牵引力 532KN 牵引速度 07m/min 滚筒中心距 8180mm 机身高度 1499mm 卧底量 200mm 该滚筒采煤机由鸡西煤机厂制造。 2.采煤与装煤 落煤方式：采用双滚筒采煤机直接落煤。 进刀方式：斜切进刀，双

13、向割煤。 采放比：由经验可知，采放比在 1：13 之间为合理，故取采 3m 放 3.9m。采放比为：1： 1.3。 截深：采煤机截深选为 630mm。 上下缺口长度：2025m。 放煤步距：由于顶煤厚度较大，则放煤步距采用两采一放。 放煤方式：单轮、间隔、多口放煤。（实践证明：该方式丢煤少，混矸少，又易于实现高产 高效，故采用。） 3.运煤 运煤选用 SGZ764/500 型可弯曲刮板输送机。 SGZ764/500 型可弯曲刮板输送机技术特征表： 4、支护与处理采空区 k1 煤层厚度 6.9m，煤层结构简单，因此为减少煤柱损失，采用综放回采工艺。为提高煤的 冒放性和采出率，减少煤层，并考虑到矿

14、压和煤层倾角较大时的支架稳定性，放顶煤支架选 择低位双输送机 ZFS520017/32 型，其技术特征如下表： 5、架中心距：1.5m 6、移架方式 有依次顺序、分组交错和成组整体顺序式三种。且由于分组交错式，移架速度快，能满足采 煤机快速牵引的需要，适用于顶板比较稳定的高产工作面。故选用分组交错式。 7支护方式 由于 k1 煤层 f=2，为防止片帮和冒顶，因此选用及时支护。 8端头支架 经查采矿设计手册得到：PDZ 端头支架（掩护式），支架参数如下： 支撑高度 1.63.8 工作阻力 9000KN 初撑力 7070KN 支护强度 0.51Mpa 该支架由郑州煤机厂制造。 9超前支护方式和距离

15、 由于采用综放开采，支撑压力分布范围大，峰值点距煤壁前方 5-15m,分布范围 10-30m，所 以超前支护的距离为 25m。 选用单体支柱和金属铰接顶梁支护。铰接顶梁的长度为 1200mm。 10计算工作面的支架需求量 N=L*E 式中：N工作面支架数目，取整数； L工作面长度，m； E架中心距； N=150/1.5=100（架） 端头支架：由于巷道宽度为 4.5m，而架宽为 1.6m，因此选 3 架，即，两端共有 6 架。 11处理采空区 一般采用全部跨落法处理。 第二节工作面合理长度的验证 1煤层地质条件 该采区内的两层可采煤层的地质条件对于布置高产高效工作面非常有利。煤层厚度适中，倾

16、角不大且顶底板稳定，无明显影响生产的地质构造，瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱， 涌水量也较小，便于布置较长的工作面进行回采。 2.工作面生产能力 工作面的设计生产能力为：A0=L 采*V0*m*C=150.2 万 t。 K1 煤层的实际生产能力为：A1=L*E*N*r*M=165 A1 与 A0 的差值在允许的范围内，可以达到生产要求，工作面的长度确定的合理。 3.运输设备及管理水平 采区生产选用的设备均为国内先进的的生产设备， 能满足工作面的长度、 产量和进度的要求， 管理较高，有利于生产。 4.顶板管理及通风能力 该采区的顶板较稳定，工作面可以适当的加长，综放工作面的长度一般在 130190m，所以选 择的工作面的长度合适。另外，工作面长度与通风无直接的关系，但对于瓦斯涌处量较低的 K1、K2、K3 煤层，工作面的风速可以适当的减小，通风能力可以降低一些。 5.巷道布置 由于 K1、K2、K3 煤层的赋存条件相同但开采技术不同，K1 煤层的储量比 K2、K3 大，K1 为 主采煤层，K2、K3 为辅助煤层，两者相互配合达到生产要求，尽量提高煤炭采出率，巷道布 置尽