第三组采矿带区设计最终版0.docx
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第三组采矿带区设计最终版0
序论
一、设计目的
1、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》课程的理解。
2、培养采矿工程专业学生的动手能力，对编写采矿技术文件，包括编写设计说明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、层间距及顶底板岩性见综合柱状图。
该采（带）区走向长度3600m，倾斜长度1100m，采（带）区内各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，K1和K2煤层属简单结构煤层，硬度系数f=2，各煤层瓦斯涌出量也较小。
设计矿井的地面标高为+30m，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
（1）、设计题目的煤层倾角条件1：
煤层平均倾角为12°。
（2）、设计题目的煤层倾角条件2：
煤层平均倾角为16°。
三、课程设计内容
1、带区巷道布置设计；
2、带区中部甩车场线路设计或下部平车场（绕道线路和装车站线路）线路设计。
四、进行方式
学生按设计大纲要求，任选设计题目条件中的煤层倾角条件1或煤层倾角条件2，综合应用《采矿学》所学知识，每个人独立完成一份课程设计。
设计者之间可以讨论、借鉴，但不得相互抄袭，疑难问题可与指导教师共同研究解决。
本课程设计要求方案进行技术分析与经济比较。
附表1：
设计带区综合柱状图
柱状
厚度（m）
岩性描述
————
8.60
灰色泥质页岩，沙页岩互层
﹊﹊﹊﹊
﹊﹊﹊﹊
8.40
泥质细砂岩，炭质页岩互层
﹊﹊﹊﹊
﹊﹊﹊﹊
0.20
炭质页岩，松软
3.50
K煤层，γ=1.370t／m
————
4.20
灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬
﹊﹊﹊﹊
7.80
灰色砂质泥岩
0.2~0.5
K煤层
﹊﹊﹊﹊
4.60
薄层泥质细砂岩，稳定
…………
3.20
灰色细砂岩，中硬、稳定
2.50
K煤层，煤质中硬，γ=1.30t／m
。
。
。
。
。
。
。
。
3.50
灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度60～80MPa
。
。
。
。
。
。
。
。
24.68
灰色中、细沙岩互层
设计说明书内容
本人此次课程设计在遵循原有设计条件下选择带区准备方式进行设计，煤层平均倾角为12°,生产能力为150万t/a。
第一章带区巷道布置
第一节带区储量与服务年限
1、带区生产能力选定为150万t/a。
2、带区计算的工业储量、设计可采储量分别为：
（1）、带区工业储量
由Zg=H×L×（m1+m2）×γ
式中：
Zg—带区工业储量，万t；
H—带区倾斜长度，1100m；
L—带区走向长度，3600m；
γ—煤的容重，1.30t/m3；
m1—K1煤层煤的厚度，为3.5m；
m2—K3煤层煤的厚度，为2.5m；
Zg1=1100×3600×3.5×1.3=1801.80万t
Zg2=1100×3600×2.5×1.3=1287.00万t
Zg=1100×3600×（3.5+2.5）×1.3=3088.8万t
（2）、带区可采储量:
Zk=（Zg-P）*C
Zk——带区可采储量，万t
Zg——带区工业储量，万t
P——带区边界保护煤柱量，万t
C——带区回采率，厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.80，薄煤层不低于0.85
Zk1=[3600×1100×3.5×1.3－（3600×1100－3580×1040）×3.5×1.3]×0.75×10-6=1270.542万t
Zk2=[3600×1100×2.5×1.3－（3600×1100－3580×1040）×2.5×1.3]×0.80×10-6=968.032万t
Zk=Zk1＋Zk2=2238.574万t
3、矿井服务年限计算:
T=Zk/A*K
T——带区的服务年限，年a
Zk——带区的可采储量，万t
K——带区储量备用系数，取K=1.4
A——带区设计生产能力，万t/a
T=Zk/A*K=2238.574/（150×1.4）=10.7年
4、验算带区采出率
带区采出率=带区实际出煤量/带区工业储量×100％
（1）k1煤层带区采出率={（3564×1040-13×5×1040）×1.3×3.5×0.93}/3600×1100×3.5×1.3×100％=87.44％
（2）k2煤层带区采出率={（3564×1040-13×5×1040）×1.3×2.5×0.95}/3600×1100×2.5×1.3×100％=89.32％
根据《煤炭工业设计规范》规定：
采区采出率：
厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.80，薄煤层不低于0.85，符合《煤炭工业设计规范》规定。
第二节带区内的再划分
1、确定采煤工作面长度
该煤层组左右两边界各留18m的边界煤柱，上部留30m防水煤柱，下部留30m护巷煤柱，则其煤层倾向长度为：
1100-60=1040m，走向长度为3600-36=3564m。
又因为各煤层埋藏平稳,地质构造简单，无断层,煤层附存条件较好，瓦斯涌出量较低,涌水量也小,自然发火倾向较弱,且现代采矿工作面长度有加长趋势，故采煤工艺选取较先进的综合机械化采煤方法。
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～5m,设计本带区开掘巷道宽度为5m，带区生产能力为150万t/a，一个厚煤层或中厚煤层的一个工作面便可以满足生产要求，将整个带区划分为14个分带，并采用沿空掘巷方式,且巷道间留取5m小煤墙。
故工作面长度为：
L=（3600-18×2-13×5-5×28）/14≈240m
式中：
18×2m为带区边界煤柱；
13为分带之间巷道之间沿空掘巷的的小煤墙数目；
28为全部分带的运输巷道和回风运料巷道数目；
2、确定带区内的工作面数目
回采工作面沿走向布置，沿倾向推进，采用下行后退式倾斜长壁采煤法开采。
工作面数目：
N=（L-S0）/（l+l0）
式中：
L—煤层走向长度（m）；
S0—带区沿走向所有煤柱宽度之和（m）；
l—工作面长度（m）；
l0—回采巷道宽度，取5m；
则:
N=（3600-2×18-13×5）/（240+5+5）≈14
3.确定工作面生产能力
A0=LV0MγC0
式中：
A0——工作面生产能力，万t/a；
L——采煤工作面长度m；
V0——工作面推进度m；
M——采高m；
C0——采煤工作面采出率；
（1）带区A1=LV1MγC1=240×0.6×8×330×3.5×1.3×0.93×10-4=160.86万t/a
（2）带区A2=LV2MγC2=240×0.8×8×330×2.5×1.3×0.95×10-4=156.50万t/a
4、确定带区内工作面数及工作面接替顺序
生产能力为150万t/a.目前开采准备系统的发展方向是高产高效生产集中化，采用提高工作面单产，以一个工作面产量保证带区产量，因此可确定带区内为一个工作面生产。
每个煤层带区间采用跳采方式开采,且14个分带工作面接替顺序如下:
工作面编号
1101
1102
1103
1104
1105
1106
1107
1108
1109
1110
1111
1112
1113
1114
开采次序
1
3
5
7
9
11
13
2
4
6
8
10
12
14
对于K1煤层工作面接替顺序：
1101→1108→1102→1109→1103→1110→1104→1111→1105→1112→1106→1113→1107→1114
工作面编号
2101
2102
2103
2104
2105
2106
2107
2108
2109
2110
2111
2112
2113
2114
开采次序
1
3
5
7
9
11
13
2
4
6
8
10
12
14
K2煤层工作面接替顺序：
2101→2108→2102→2109→2103→2110→2104→2111→2105→2112→2106→2113→2107→2114
第三节 确定带区内准备巷道布置及生产系统
1、完善开拓巷道
为了缩短带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，把为该带区服务的运输大巷和回风大巷均布置在K2煤层底板下方25m的稳定岩层中。
2、确定带区巷道布置系统
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、带区布置方案分析比较
确定带区巷道布置系统，带区内有两层煤，每一层都布置14个工作面，根据相关情况初步制定以下两个方案进行比较：
方案一：
分带单独布置
每一个分带分别开斜巷进入上部煤层，每一个分带都布置一个煤仓直通运输大巷。
通风系统为：
新风从运输大巷→进风行人斜巷→煤层运输平巷→分带运输斜巷→采煤工作面→分带运料斜巷→回风运料斜巷→回风大巷。
该方案的特点是，每个分带都布置了煤仓，所以管理较复杂，煤仓和联络斜巷工程量大，但有利于通风和工作面的接替。
方案二：
带区联合布置
将带区分成14个小分带。
运输大巷通过进风行人斜巷进入上部煤层，在上部煤层布置两条煤层集中平巷，一条煤层运输集中平巷，一条煤层回风集中平巷。
整个带区布置一个煤仓直通运输大巷。
通风系统为：
新风从运输大巷→进风行人斜巷→煤层运输集中平巷→分带运输斜巷→采煤工作面→分带回风斜巷→煤层回风集中平巷→回风石门→回风运料斜巷→回风大巷。
该方案简化了运输系统，仅布置了一个煤仓和一对联络巷，减少了煤仓和联络斜巷的施工量，使运煤、运料集中处理，符合集中化生产理念，但出现了因带区内通风线路长短不同而造成通风协调困难的问题，同时还增加煤巷的维护量，增大了煤柱损失。
技术经济比较：
巷道硐室掘进费用
表1-1
方案
方案一
方案二
工程名称
单价（元）
工程量（m）
费用（万元）
工程量（m）
费用（万元）
回风运料斜巷（m）
1578
152×14=2128
335.7984
152×2=304
47.9712
进风行人斜巷（m）
1578
94×14=1316
207.6648
94×2=188
29.6664
煤仓（元/m3）
144
3.14×4^2×25
×14/4=4396
63.3024
3.14×4^2×25
×2/4=628
9.0432
集中平巷（元/m）
831
2×（3600-15×2）
=7140
593.334
合计
606.7656
680.0148
巷道硐室掘维护费用
表1-2
方案
方案一
方案二
工程名称
单价（元）
工程量（m）
费用（万元）
工程量（m）
费用（万元）
回风运料斜巷（m）
40元/a.m
152×14×16.02
=34090.56
136.36224
152×16.02×2
=4870.08
19.48032
进风行人斜巷（m）
40元/a.m
94×14×16.02
=21082.32
84.32928
94×16.02×2
=3011.76
12.04704
小计
220.69152
31.52736
煤仓（元/m3）
30元/a.m
25×16.02×14
=5607
16.821
25×16.02×1
=400.5
1.2015
集中平巷（m）
160元/a.m
2577×16.02×2
=82567.08
1321.07328
合计
237.51252
1353.80214
生产经营费用
表1-3
方案
方案一
方案二
工程名称
单价（元）
工程量（m）
费用（万元）
工程量（m）
费用（万元）
斜巷（m）
1164元/m
94×14=1316
153.1824
94×2=188
21.8832
煤巷（m）
951元/m
25×14=350
33.285
25×2=50
4.755
合计
186.4674
26.6382
费用汇总表
表1-4
矿井费用名称
方案一
方案二
掘进（万元）
606.7656
680.0148
维护（万元）
237.51252
1353.80214
生产（万元）
186.4674
26.6382
总计（万元）
1030.74552
2060.45514
方案一特点：
系统简单，通风容易，但生产调度管理复杂，煤仓太多，维护困难，装煤点多，管理复杂。
方案二特点：
采用集中化生产，从根本上克服了方案一的缺点。
虽然方案二维护费用高，但从技术和管理等方面的综合分析，选择方案二更优越一些。
综上所述，选择带区联合布置方式，巷道布置情况见巷道布置图、带区巷道剖面图，以K1煤层为例。
4、确定工作面回采巷道布置方式及工作面推进终点位置
回采巷道布置方式:
采用单巷留小煤墙沿空掘巷掘进方式。
分析：
已知带区内各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，同时，各煤层瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小。
因此有利于综合机械化作业，可以充分发挥综采高产高效的优势。
同时，为减小煤柱损失，提高采出率。
综合考虑各种因素，采用单巷沿空掘巷掘进方式。
这种方式掘出的巷道正处在应力降低区，既好维护又提高了采出率，有取代沿空留巷的趋势。
说明：
在带区巷道布置平面图内，工作面布置和推进的位置以达到带区设计产量及安全为准。
工作面推进到距回风大巷30m处的位置，即为避开采掘超前影响所留设的30m护巷煤柱处。
5、确定通风布置系统各煤层通风系统为：
新风从运输大巷→进风行人斜巷→煤层运输集中平巷→分带运输斜巷→采煤工作面→分带回风斜巷→煤层回风集中平巷→回风石门→回风运料斜巷→回风大巷。
第四节 带区下部车场线路设计
该带区开采近距离煤层群，倾角为12°。
铺设600mm轨距的线路，轨型为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道，斜面线路布置采用二次回转方式。
计算步骤如下：
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为进风斜巷倾角12◦）
二次回转角的水平投影角δ=arctan（tanδ/cosβ）=29◦17´34＂（β为进风斜巷倾角12◦）
一次伪倾斜角β=arcsin（sinβcosα1）=arcsin（sin12◦cos14◦15´）=15◦29´42＂一次伪倾斜角β=arcsin（sinβcosδ）=arcsin（sin12◦cos28◦30´）=10◦30´
斜面平行线路联接点参数确定
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
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：
β=β−rg=15◦42＂−37´49＂=14◦51´53＂
hg=Rg（cosrg−cosβ´）=20000（cos37´49＂−cos15◦29´42＂）=725.71mm
Tg=Rg×tan（βg/2）=20000×tan（14◦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（sin´−sinrd）=9000（sin1◦29´42＂+sin30´56＂）=2485.37mm
Td=Rd×tan（βd/2）=9000×tan（16◦38＂/2）=1265.71mm
Kd=Rd×βd/57.3◦=2414.75mm
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‰=3600mm
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。
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=364.61×0.009=3.281mm
将∆X带入则可得X=163.80mm，Lhg=17835.93mm
平曲线参数确定
区曲线外半径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◦=7100×14◦47´58＂/57.3◦=1833.79mm
∆K=K1−K2=2324.52−1833.79=490.73mm
T1=R1tanα/2=1168.85mm
T2=R2tanα/2=922.09mm
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∆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
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+112
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）×cos15◦29´42＂×cos14◦47´58＂+（1265.71+2000+922.09）×
cos14◦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）×cos15◦29´42＂×sin14◦47´58＂+（1265.71+2000+922.09）×sin14◦47´58＂+1900=7663.97mm
线路各点标高
设低道起坡点标高∆l1=±0;提车线∆2=∆1+hd=326.75mm
∆5=∆2+（L+L1）sinβ´=326.75+（8606+2358.83）×sin15◦29´42＂=3256.05mm
车线∆3=∆1+H=0+360=360mm∆3+hg=360+725.71=1085.71mm
∆5=∆4+m×sinβ＂+T1×sinβ´=1085.71+7719×sin14◦1´6＂+1125×15◦29´42＂=3256.05mm
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´=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
根据上述计算结果，绘制甩车场平面图和坡度图如下:
斜面平行线路联接
第二章采煤工艺设计
第一节采煤
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