采矿课程设计中国矿业大学.docx
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采矿课程设计中国矿业大学
《采矿学》课程设计说明书
学院：
班级：
姓名：
学号：
指导教师：
中国矿业大学
2013年6月
第一章采区巷道布置
第一节采区储量与服务年限
Ø设计条件和思路：
1、采区生产能力选120万t/a
2、计算采区工业储量，设计可采储量
3、该采区走向长度3600m，倾斜长度1100m
一、工业储量的计算
该采区走向长度3600m，倾斜长度1100m
井田工业储量的计算
式中
——矿井工业储量，万t；
——采区走向长度，m；
——采区倾斜长度，m；
——煤层厚度，m；
γ——煤的容重，t/m3；取值为1.30
该井田包含两层中厚煤层，由于该煤层稳定，地质条件简单，因此取Zg=Zd
上煤层工业储量：
Zg=3600×1100×3.5×1.30=1801.8万t
下煤层工业储量：
Zg=3960000×2.5×1.30=1287万t
则矿井工业储量为：
Zg=1801.8+1287=3088.8万t
二、矿井设计储量的计算
采区上边界采用30m防水煤柱，下边界和左右边界各采用10m保护煤柱。
保护煤柱煤量计算公式如下：
式中：
——采区保护煤柱量，万t；
A——采区边界内面积，3960000㎡；
A’——保护煤柱内的可采煤面积，
（3600-20）×（1100-40）=3794800㎡；
M——煤层厚度，m；
γ——煤层的容重，t/m3；取值为1.3。
上煤层保护煤柱：
=（396）×3.5×1.3=75.166万t，
下煤层保护煤柱：
=（396）×2.5×1.3=53.690万t，
则采区边界保护煤柱：
=75.166+53.690=128.856万t；
上煤层设计储量：
万t
下煤层设计储量：
万t
则矿井设计储量：
万t
三、设计可采储量
矿井设计可采储量：
矿井设计储量乘以采区回采率，为矿井设计可采储量。
式中
——矿井可采储量，万t；
Zs——矿井设计储量，万t；
C——采区回采率，中厚煤层0.8
上煤层设计可采储量：
=1726.6×0.8=1381.28万t，
下煤层设计可采储量：
=1233.3×0.8=986.64万t，
则矿井设计可采储量：
=1381.28+986.64=2367.92万t。
3、计算采区的服务年限
根据《煤炭工业矿井设计规范》规定：
矿井设计生产能力，应根据资源条件、外部建设条件、国家对煤炭资源配置与市场需求、开采条件、技术装备、煤层与采煤工作面生产能力、经济效益等因素，经多方案比较后确定。
具体矿井设计生产能力的确定应考虑如下因素：
（1）资源情况：
煤田地质条件简单，储量丰富应加大矿区规模，建设大型矿井。
煤田地质条件复杂，储量有限则不能将矿区规模定的太大。
（2）开发条件：
包括矿区所处的地理位置、交通条件、用户、供电、供水、建筑材料与劳动力来源等，条件好者应加大开发强度和矿区规模；否则应缩小规模。
（3）国家需求：
对国家煤炭需求量的预测是确定矿区规模的一个重要依据。
（4）投资效果：
投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之，则缩小规模。
具体结合矿情况：
井田储量丰富，煤层赋存稳定，厚度均匀变化很小，顶底板条件好，地质构造简单，无大断层发育，开采条件简单，又煤质好为优质无烟煤，市场需求状况好，经济效益好，但受高瓦斯煤层限制不适宜建特大型矿井，为此，从矿井资源条件、煤层开采技术条件和煤的加工利用以与煤炭外运条件等方面综合考虑，矿井年设计生产能力确定为120万t/a。
矿井服务年限的计算公式为：
式中T——矿井的服务年限，a；
Zk——矿井的可采储量，万t；
K——矿井储量备用系数，取K=1.4；
A——矿井设计生产能力，万t/a。
则矿井服务年限:
4、验算采区采出率
采区采出率=×100%
采区实际出煤量=（S-s）×M×R×C1
式中：
S——采区面积，3960000km2
s——煤柱面积，区段数为4个，上边界保护煤柱宽30m，下边界保护煤柱宽10m，区段煤柱宽11m，上下山相距20m，左右保护煤柱宽10m；
上下部边界煤柱面积=（10+30）×3600=144000m2
区段内保护煤柱面积=（4-1）×11×（3600-10×2）=118140m2
左右边界保护煤柱面积=20×（1100-40）=21200m2
上下山保护煤柱面积=（20+30×2）×（1100-40）=84800m2
煤柱面积=144000+118140+21200+84800=368140m2；
M——煤层厚度，m；k1=3.5m，k3=2.5m；
R——容重，1.3t/m3；
C1——工作面采出率，厚煤层0.93，中厚煤层0.95；
上煤层实际出煤量:
（3960000-368140）×3.5×1.3×0.95=1552.6万t
则上煤层采出率=1552.6/1801.8=86.2%
下煤层实际出煤量:
（3960000-368140）×2.5×1.3×0.95=1109万t
则中厚煤层采出率=1109/1287=86.2%
验算结果：
符合《煤炭工业设计规范》规定。
第二节采区内的再划分
1、回采工作面长度的确定
影响工作面长度的因素有煤层赋存条件、机械设备与技术特征、巷道布置等。
该采区的煤层特征，其煤层赋存条件好，地质条件简单，所以该矿井设计为综合机械化程度比较好的现代化矿井。
要求工作面的较大的生产能力，故选用较长的工作面。
一般综采工作面的长度范围为200～300m，但由于综采设备的改进，管理水平的提高，以与各区段之间的关系，为了能够使工作面的生产能力达到设计的要求，需要计算确定合理的工作面长度。
2、工作面的推进方向和推进度
从便于运输大巷和总回风巷道维护、采后密闭、减少漏风避免采掘干扰、回收大巷煤柱考虑，工作面采用后退式。
综采工作面的走向长度一般不宜小于1000m。
另外，考虑到工作面搬迁次数与煤损随工作面推进距离之间的关系，结合矿井设计生产能力所选用滚筒采煤机的技术参数，可得出综采工作面的推进度为：
工作面的设计生产能力为120万吨/年，正规循环每天进6刀，采煤机滚筒截深为600mm，年工作日数330，可得出综采工作面的推进度为
V=0.6×6×330=1188m/a
3、采区内的工作面数目、长度
①计算理论上的采区工作面长度
式中L—采区工作面的长度
A0—采区生产能力
k—掘进出煤系数，k1取1，k2取1.1
L=1200000/（1188×3.5×1.3×0.95×1.1）=239m，取240m；
②区段长度为L1=240+4.5×2+11=260m；
③根据整个区段斜长计算区段个数n=（1100-40）/260=4.08，取n=4；
④当n=4时，区段长度为L1=（1100-40）/4=265m；
⑤重新计算区段各参数，取工作面长度L=245m，巷道宽度4.5m，区段保护煤柱宽度为11m，则计算的区段长度L1=245+4.5×2+11=265m，符合要求。
4、工作面生产能力
工作面生产能力采用下式计算：
式中：
——工作面生产能力，万t；
——采煤工作面长度，m；
——工作面推进度，V0=0.6×6×330=1188m/a，其中，0.6m为采煤机截深，6为每天进刀数，330为年工作日数；
——采高，m；
——煤的容重，
=1.3t/m3；
——采煤工作面采出率，中厚煤层0.95
上层煤生产能力：
A=245×1188×3.5×1.3×0.95=125.8万吨/年>120万吨/年。
第三节确定采区巷道布置与生产系统
1、布置上山数目、位置与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煤层底板下方25m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K1煤层中。
2、可行性方案选择
（1）技术因素比较
①煤层上山：
上山布置在煤层中，掘进容易、费用低，速度快，联络巷道工程量少，生产系统较简单，并可补充勘探资料。
改进支护、加大上山煤柱尺寸可改善上山维护条件，但会增加一定的煤炭损失。
煤层上山的维护难度取决于采深、煤层的强度和厚度、顶底板岩性、煤柱大小和服务时间。
采用煤层上山，随着采煤工作面向上山方向推进，上山将逐渐承受工作面前支承压力影响，其受采动影响的程度与煤柱宽度和处于一侧采动还是两侧采动有关。
②岩石上山：
上山布置在岩层中，掘进速度慢，准备时间长，受煤层倾角变化和走向断层影响小，特别是维护条件好，维护费用低，原因是巷道围岩较煤层坚硬，同时上山又离开了煤层一段距离，受采动影响小，从维护来说，上山布置在整体性强、分层厚度大、强度高的稳定岩层中，还要受与煤层底板保持一定距离，这是由于支承压力是按照衰减和扩展的规律向底板岩层中传播的，距煤层底板愈远，上山受采动影响愈小。
另一方面，从掘进工程量来说，上山与煤层底板距离加大后，联络巷道的工程量就要增加。
（2）经济因素比较
费用单价表
（一）
序号
项目
单价
数量
1
井
巷
掘
进
直
接
费
岩石上山
元／m
1578
2
沿煤上山
元／m
1284
3
岩石平巷
元／m
1152
4
煤层平巷
元／m
831
5
采区变电所
元／m3
144
6
采区煤仓
元／m3
144
7
采区绞车房
元／m3
162
费用单价表
（二）
项目
井深（m）
单位
300
400
500
700
井
巷
辅
助
费
大巷
元m
1073
1605
1296
1524
上山
元／m
1164
1302
1407
1605
岩石平巷
元／m
951
1065
1149
1347
煤仓
元／m
951
1065
1149
1347
硐室
元／m3
171
183
195
252
生
产
经
营
费
通风
元/
0.415
0.427
0.480
0.670
排水
元/t
0.323
0.415
0.567
0.740
上山运输
元／tkm
0.344
0.344
0.344
0.344
机巷运输
元／tkm
0.800
0.800
O.800
0.300
大巷运输
元／tkm
0.210
0.210
0.210
0.210
费用单价表（三）
序号
项目
单价
数量
1
井
巷
维
护
费
岩石上山
元/年.m
40
2
煤层上山
元/年.m
90
3
岩石平巷
元/年.m
80
4
煤层平巷
元/年.m
160
5
硐室
元/年.m
30
根据以上费用单价表计算两种方案的掘进费用和维护费用：
①运输上山掘进费用：
方案一：
1100×（1578+1164）=301.62万元
方案二：
1100×（1284+1164）=269.28万元
②轨道上山掘进费用：
两方案费用相同
③采区上部车场掘进费用：
两方案相同
④采区绞车房掘进费用：
两方案相同
⑤运输上山维护费用：
方案一：
1100×40=4.4万元
方案二：
1100×90=9.9万元
⑥轨道上山维护费用：
两方案费用相同
⑦运输上山运输费用：
两方案相同
⑧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）：
方案一306.02万元
方案二279.18万元
从如上的经济比较中，可以看出双煤上山所需的总费用要比一煤一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K1煤层中布置轨道上山、运输上山，即：
选中双煤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，故采用沿空留巷。
沿采空区留11m的护巷煤柱。
4、确定盘区内同采工作面的数目与工作面接替顺序
K1，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煤层上边界留30m防水煤柱，下边界留10m边界煤柱。
左右边界各留10m边界煤柱，在上山附近留20m的停采煤柱。
煤层适合综采一次采全高放顶煤。
K1煤层一次采全高。
由于设计K1、K3煤层单产时能满足采区生产能力要求，故只需一个综采工作面。
K1，K3煤层工作面自左向右自上而下的名称如下表：
K1煤层
1101
1102
1201
1202
1301
1302
1401
1402
K3煤层
3101
3102
3201
3202
3301
3301
3401
3402
工作面接替顺序：
K1煤层：
1101→1102→1201→1202→1301→1302→1401→1402
K3煤层：
3101→3102→3201→3202→3301→3302→3401→3402
第四节采区中部车场线路设计
巷道（双轨），区段石门（单轨），采区材料上山（单轨）均为600mm轨距。
采区中部车场多为甩车场，甩车场线路包括斜面线路、竖曲线线路、平面储车线线路。
甩车场内线路布置，按照斜面线路连接系统，采用双道变坡的线路布置方式。
轨道上山起坡角β=16°
甩车场存车线设双轨高低道。
斜面线路采用二次回转布置方式。
1、道岔选择与角度计算
双道变坡方式的实质是在斜面上分别设甩车道岔和分车道岔，使线路在斜面上变成双轨，空车和重车线分别设置竖曲线起坡，落平后的双轨存车线长度约为2-3钩的串车长度，再接单开道岔连接点变为单轨。
双道起坡的甩车道岔与分车道岔直接相连。
作为辅助提升，一般选用4号和5号道岔为甩车道岔，4号道岔为分车道岔。
这里采用4号道岔为甩车道岔，同时也作为分车道岔，曲线半径选择为12m。
选择标准道岔ZDK622/4/12（左）道岔。
道岔参数为：
斜面一次回转角（甩车道岔角）：
=14°02′10〞
一次平面回转角：
=arctan（tan
/cosβ）=14°34′41″
一次伪倾斜角：
β′=arcsin（sinβ×cos
）=arcsin（sin16°×cos14°02′10〞）=15°30′36″
为了使计算直观简便，做出车场线路布置草图如图1-1：
图1-1
2、斜面平行线路联接点参数与尺寸计算确定如图1-2：
图1-2
将平面上的若干直线段线路用道岔线路或是曲线线路连接在一起，便形成了连接线路，此处采用的是单开道岔平行线路连接，本设计采用中间人行道，线路中心距S=1900mm，为简化计算，斜面连接点距中心距与线路中心距相同，曲线半径取R=9000mm，则各参数计算如下：
B=S/cotα=1900×cot14°02′10〞=7600mm
m=S/sinα=1900/sin14°02′10〞=7834mm
T=Rtan（α/2）=9000×tan（14°02′10"/2）=1108mm
n=m-T=7834-1108=6726mm
c=n-b=6726-3588=3138mm
L=a+B+T=3462+7600+1108=12170mm
1、竖曲线相关参数计算
采区上下山和材料斜巷中的轨道斜巷布置在斜面上，线路由斜面过度到平面上，为了避免线路以折线状突然拐到平面上，斜面线路与平面线路需要设置竖曲线连接，以使车辆运行平稳、可靠。
竖曲线相对参数：
高道平均坡度：
ig=11‰（取值范围11‰-18‰）,rg=arctanig=37′49″
低道平均坡度：
id=9‰（取值范围9‰-15‰）,rd=arctanid=30′56″
低道竖曲线半径：
Rd=9000mm
取高道竖曲线半径：
Rg=15000mm
高道竖曲线参数：
βg=β′-rg=15°30′36″-37′49″=14°52′47″
hg=Rg（cosrg–cosβ′）=15000×（cos37′49″-cos15°30′36″）=545.33mm
Lg=Rg×（sinβ′-sinrg）=15000×（sin15°30′36″-sin37′49″）=3846mm
Tg=Rg×tan（βg/2）=15000×tan（14°52′47″/2）=1958.77mm
Kg=Rg×βg/57.3°=15000×14°52′47″/57.3°=3895.22mm
----高道相对于甩车道转过的角度
hg----高道竖曲线起终点高差
Lg----高道竖曲线起终点水平距离
Tg----高道竖曲线切线长度
低道竖曲线参数：
βd=β′+rd=15°30′36″+30′56″=16°1′32″
hd=Rd×（cosrd-cosβ′）=9000×（cos30′56″-cos15°30′36″）=327.38mm
Ld=Rd×（sinβ′+sinrd）=9000×（sin15°30′36″+sin30′56″）=2487.64mm
Td=Rd×tan（βd/2）=9000×tan（16°1′32″/2）=1184.43mm
Kd=Rd×βd/57.3°=9000×16°1′32″/57.3°=2355.15mm
----低道相对于甩车道转过的角度
hd----低道竖曲线起终点高差
Ld----低道竖曲线起终点水平距离
Td----低道竖曲线切线长度
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，则有：
H=18000×11‰+18000×9‰=360mm<800mm
两竖曲线上端点相对距离为L1：
L1=[hg-hd+H]/cosβ′=1362.97mm
两竖曲线下端点（起坡点）的水平距离为L2，则有
L2=L1cosβ″+Ld-Lg=-36.32mm
负值表示低道起坡点超前与高道起坡点，其间距满足要求（数值小于2m），说明前面所选Rg为15000mm合适。
4、高低道存车线参数确定
设高差为X，则：
tanrd=（X-△X）/Lhg=0.009
tanrg=（H-X）/Lhg=0.011
△X=L2×id=36.32×0.009=0.32688mm
将△X带入则可得X=162.18mm，Lhg=17983.68mm
5、平曲线参数确定
取曲线外半径R1=9000mm
取曲线内半径R2=9000-1900=7100mm
曲线转角α=14°34′41″
K1=R1α/57.3°=9000×14°34′41″/57.3°=2289.75mm
K2=R2α/57.3°=7100×14°34′41″/57.3°=1806.36mm
△K=K2-K1=2289.75-1806.36=483.39mm
T1=R1tanα/2=9000×tan（14°34′41″/2）=1151.17mm
T2=R2tanα/2=7100×tan（14°34′41″/2）=908.15mm
6、存车线长度
高道存车线长度为Lhg=17983.68mm；
低道存车线长度Lhd=Lhg-L2=17983.68-36.32=17947.36mm；
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=2289.75-1806.36=483.39mm
则有低道存车线得总长度为
L=Lhg＋△K=17983.68+483.39=18467.07mm
具有自动下滑得长度为17983.68mm，平均长度为483.39mm，应在闭合点之前。
存车线直线段长度d:
d=Lhd-C1-K2
式中：
C1—平面直线与竖曲线之间的的缓和直线段，C1取2000mm
d=Lhd-C1-K2=17947.36-2000-1806.36=14141mm
在平曲线终止后接14141mm的直线段，然后接存车线第三道岔得平行线路联接点。
存车线单开道岔平行线路连接点长度Lk：
存车线单开道岔DK615-4-12，Lk=a+B+T=3462+7600+1108=12170mm
7、甩车场线路总平面轮廓尺寸：
M2=a×cosβ+（b+L+a+L1+Td）cosβ′cosα′+（Td+C1+T1）cosα′+T1+d+Lk=3462×cos16°+（3588+8708+3462+1362.97+1184.43）×cos15°30′36″×cos14°34′41″+（1184.43+2000+908.15）×cos14°34′41″+908.15+14141+12170
=51578.78mm
H2=（b+L+a+L1+Td）cosβ′sinα′+（Td+C1+T1）sinα′+S=（3588+8708+3462+1362.97+1184.43）×cos15°30′36″×sin14°34′41″+（1184.43+2000+908.15）×sin14°34′41″+1900=7369.76mm
8、线路各点标高
设低道起坡点标高△1=±0；
提车线：
△2=△1+hd=327.38mm；
△5=△2+m×sinβ′+T1×sinβ″
=327.38+7834×sin15°30′36″+1108×sin14°04′34″=2691.72mm
甩车线：
△3=△1+H=0+360=360mm
△4=△3+hg=360+545.33=905.33mm△5=△4+（L-L1）×sinβ″=905.33+（8708-1362.97）×sin14°04′34″=2691.72mm
由计算结果可以看出提车线得5标高点与甩车线得5标高点相同，故标高闭合，满足设计要求。
轨起点：
△6=△5+（b+a）sinβ′=2691.72+（3588+3462）×sin15°30′36″
=4576.94mm△7=△6+a×sinβ=4576.94+3462×sin16°=5531.2mm
存车线：
△8=△3-Lhd×id=360-17983.68×0.011=162.18mm
△9=△8=162.18mm
9、根据上述计算结果，绘制甩车场平面图和坡度图如图1-3和1-4：
图1-3
图1-4
第二章采煤工艺设计
第一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。
根据采区地质条件与煤层特征，可选择分层综采工艺、放顶煤工艺和一次采全高回采工艺，各有优缺点，下面进行比较：
（1）分层综采工艺的特点
优点：
分层综采工艺技术成熟，设备类型齐全性能完好，操作方便，管理简单，可选出适应各种条件的采煤设备；液压支架与配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方便。
采高一般为2.0-3.5m，回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面采出率高，可达到93-97%以上。
缺点：
巷道掘进较多，万吨
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