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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×

(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×

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

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×

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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