采矿优化Word文档下载推荐.docx
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8.40
泥质细砂岩，碳质页岩互层
11
----------
0.20
碳质页岩，松软
9
6.9
K1煤层，=1.30t/m3
8
4.20
灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬
7
----------------------------------------------------------
7.80
灰色砂质泥岩
6
3.0
K2煤层
5
-----------------------------
4.60
薄层泥质细砂岩，稳定
4
·
3.20
灰色细砂岩，中硬、稳定
3
2.20
K3煤层，煤质中硬，=1.30t/m3
2
。
灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度60—80Mps
1
24.68
灰色中、细砂岩互层
1.1采区储量与服务年限
1、设计生产能力120万t/年。
2、采区工业储量、设计可采储计算
（1）采区工业储量
Zg=H×
L×
（m1+m2+m3）×
γ（公式1-1）
式中：
Zg----采区工业储量，万t；
H----采区倾斜长度，1100m；
L----采区走向长度，3000m；
γ----煤的容重，1.30t/m3；
m1----K1煤层煤的厚度，为6.9米；
m2----K2煤层煤的厚度，为3.0米；
m3----K3煤层煤的厚度，为2.2米；
Zg1=1100×
3000×
6.9×
1.3=2960.10万t
Zg2=1100×
3.0×
1.3=1287.00万t
Zg3=1100×
2.2×
1.3=943.80万t
Zg=1100×
（6.9+3.0+2.2）×
1.3=5190.9万t
（2）设计可采储量
ZK=（Zg-p）×
C（公式1-2）
ZK----设计可采储量,万t；
Zg----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%。
P1=30×
2×
1.3+15×
（1100-30×
2）×
1.3+60×
2）×
1.3×
6.9=245.42万t
P2=30×
3.0=106.704万t
P3=30×
2.2=78.3万t
ZK1=（Zg1-p1）×
C1=（2960.10-245.42）×
0.75=2036.01万t
ZK2=（Zg2-p2）×
C2=（1287.00-106.704）×
0.80=944.24万t
ZK3=（Zg3-p3）×
C3=（943.80-78.3）×
0.80=692.4万t
ZK=ZK3+ZK3+ZK3=2036.01+944.24+692.4=3672.65万t
（3）采区服务年限
T=ZK/（A×
K）（公式1-3）
T----采区服务年限，a;
A----生产能力，120万t；
ZK----设计可采储量；
K----储量备用系数，取1.3。
K）=3672.65/（120×
1.3）=23.5a
取T=24年。
（4）验算采区采出率
（公式1-4）
式中：
n----区段数目，个；
------煤的容重，t/m3;
L1----工作面的长度，m;
b1-----区段单翼走向长度，m；
h1-----采煤机割煤高度，m；
h2-----放顶煤厚度，m；
-----放出系数，可取0.8；
-----工作面采出率，对于厚煤层，
=0.93；
对于中厚煤层，
=0.95；
对于薄煤层，
=0.97；
L2-----区段平巷宽度，m；
b2-----区段平巷高，m；
S------区段平巷双翼走向长度，m；
Zg-----采区工业储量，万t；
m1煤层：
=78.3%≥75%
故m1煤层满足要求。
m2煤层：
=88.74%≥80%
故m2煤层满足要求。
m3煤层：
=90.78%≥80%
综上所述：
m1,m2,m3均满足规程采出率要求。
1.2采区内的再划分
1.2.1确定工作面长度
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30m护巷煤柱，故其煤层倾向共有：
1100-60=1040m的长度，走向长度3000-30=2970m。
地质构造简单，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，且采煤工艺选取的是较先进的综采。
又知，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,本采区选取4.5m，且采区生产能力为120万t/a，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，取5米，如图1-2：
取区段平巷的宽度为4.5m，留5m小煤墙，则采煤工作面长度为：
L1=（b-2×
q-（（2×
L2+p）×
n-p））/n（公式1-5）
L1——工作面长度，m；
L2——区段平巷宽度，m；
b——采区倾向长度，m；
q——采区上下边界预留煤柱宽度，m；
P——护巷煤柱宽度，m；
n——区段数目，个；
L1=（1100-2×
30-（（4.5+5）×
5）-4.5）/5=197.6m
1.2.2工作面生产能力
Qr=A/（T×
1.1）（公式1-6）
A----采区生产能力，120万t/a；
Qr----工作面生产能力，t/天；
T----每a正常工作日，300天。
故：
Qr=A/（T×
1.1）=120/（300×
1.1）=3636.4t
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：
对于K1煤层：
1101
停
采
线
60m
1102
1103
1104
1105
1106
1107
1108
1109
1110
K1煤层工作面接替顺序：
1101→1102→1103→1104→1105→1106→1107→1108→1109→1110
对于K2煤层：
2101
2102
2103
2104
2105
2106
2107
2108
2109
2110
K2煤层工作面接替顺序：
2101→2102→2103→2104→2105→2106→2107→2108→2109→2110
对于K3煤层：
3101
3102
3103
3104
3105
3106
3107
3108
3109
3110
K3煤层工作面接替顺序：
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。
1.3.1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
确定采区巷道布置系统，采区内有三层煤，采用联合布置，每一层都布置5个工作面，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
将两条上山都布置在K3煤层底板岩石中，其中运输上山布置在距离底板15m处，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
将两条上山都布置在K3煤层中。
如图1-4：
方案三：
一岩一煤上山
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：
技术经济比较：
表1-6掘进费用表
方案
工程名称
方案一
方案二
方案三
单价
工程量
费用
（万元）
岩石上山（m）
1578
1100×
1.2×
2=2640
416.6
0.00
1.2=
1320
208.3
煤层上山（m）
1248
2=
2640
338.976
169.488
煤仓
（元/m3）
144
3.14×
42×
15/0.924×
5=
4893.506
70.5
5/0.924×
=1631.796
23.5
甩入石门（元/m）
1152
10/0.276×
434.8
50.1
合计
537.2
410.288
表1-6维护费用表
40
2640×
16
=42240
168.96
1320×
=21120
84.48
90
380.16
190.08
80
93.6×
=1497.6
11.98
31.2×
=2496
19.968
434.8×
=6956.8
55.7
236.64
294.528
表1-6辅助费用表
951
41.35
31.2
2.97
93.6
8.9
50.25
表1-6费用总汇表
费用项目
掘进费用
维护费用
辅助费用
费用总计
824.09
719.136
675.736
百分率
121.95%
106.42%
100%
表1-7技术比较表
优点：
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
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
兼有方案一和二的优点，维护较容易
缺点
岩石工程量大，掘进费用高，工期长
维护困难，受采掘影响较大
增加了岩石工程量，降低了生产率，增加了掘进成本
综上技术经济比较所述：
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。
工作面推进位置的确定：
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响而留设的20m护巷煤柱处。
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。
（2）由于运输大巷距阶段运输大巷25m，采区生产能力大，故下部车场可选择大巷装车式下部车场。
1.4采区中部甩车场线路设计
1.4.1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，轨形为15kg/m，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次回转方式。
（1）道岔选择及角度换算
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°
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′
一次回转角的水平投影角α1′=arctan（tanα1/cosβ）=14°
47′58″（β为轨道上山倾角16°
）
二次回转角的水平投影角δ′=arctan（tanδ/cosβ）=29°
17′34″（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确定如图1-9：
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，则各参数计算如下：
B=Scotα=1900×
cot14°
15′=7481mm
m=S/sinα=1900/sin14°
15′=7719mm
T=Rtan（α/2）=9000×
tan（14°
15′/2）=1125mm
n=m-T=7719-1125==6594mm
c=n-b=6594-3500=3094mm
L=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=20000mm
高道竖曲线参数：
βg=β′-rg=15°
29′42″-37′49″=14°
51′53″
hg=Rg（cosrg-cosβ′）=20000（cos37′49″-cos15°
29′42″）=725.71mm
Lg=Rg（sinβ′-sinrg）=20000（sin15°
29′42″-sin37′49″）=5123.08mm
Tg=Rg×
tan（βg/2）=20000×
51′53″/2）=2609.03mm
Kg=Rg×
βg/57.3°
=5188.38mm
低道竖曲线参数：
βd=β′＋rd=15°
29′42″-30′56″=16°
38″
hd=Rd（cosrd-cosβ′）=9000（cos30′56″-cos15°
29′42″）=326.75mm
Ld=Rd（sinβ′-sinrd）=9000（sin15°
29′42″＋sin30′56″）=2485.37mm
Td=Rd×
tan（βd/2）=9000×
tan（16°
38″/2）=1265.71mm
Kd=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‰=360mm
竖曲线的相对位置：
L1=[（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″+2485.37-5123.08=-364.61mm
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合适。
（4）高低道存车线参数确定
闭合点O的位置计算如图1-10：
设高差为X，则：
tanrd=（X-△X）/Lhg=0.009
tanrg=（H-X）/Lhg=0.011
△X=L2×
id=364.61×
0.009=3.281mm
将△X带入则可得X=163.80mm，Lhg=17835.93mm
（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°
47′58″
K1=R1α/57.3°
=9000×
14°
47′58″/57.3°
=2324.52mm
K2=R2α/57.3°
=7100×
=1833.79mm
△K=K1-K2=2324.52-1833.79=490.73mm
T1=R1tanα/2=1168.85mm
T2=R2tanα/2=922.09mm
（6）存车线长度
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
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
在平曲线终止后接14366.75mm得直线段，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，。
则Lk=a+B+T=3340+7481+1125=11946mm
（7）甩车场线路总平面轮廓尺寸及坡度：
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）×
29′42″×
47′58″+（1265.71+2000+922.09）×
47′58″+
922.09+14366.25+11946
=52262.07mm
H2=（b+L+a+L1+Td）cosβ′sinα+（Td+C1+T1）sinα+S
=（3500++3340+2358.83+1265.71）×
sin14°
（1265.71+2000+922.09）×
47′58″+1900
=7663.97mm
（8）线路各点标高
设低道起坡点标高
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