采矿优化Word文档下载推荐.docx

1、8.40泥质细砂岩，碳质页岩互层11-0.20碳质页岩，松软96.9K1煤层，=1.30t/m384.20灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬7-7.80灰色砂质泥岩63.0K2煤层5-4.60薄层泥质细砂岩，稳定43.20灰色细砂岩，中硬、稳定32.20K3煤层，煤质中硬，=1.30t/m32。灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度6080Mps124.68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=HL（m1+m2+m3） （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

2、度，3000m；- 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=110030006.91.3=2960.10万tZg2=11003.01.3=1287.00万tZg3=11002.21.3=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=3021.

3、3+15（1100-302）1.3+602） 1.36.9=245.42万tP2=303.0=106.704万tP3=302.2=78.3万tZK1=（ Zg1-p1）C1=（2960.10-245.42）0.75=2036.01万tZK2=（ Zg2-p2）C2=（1287.00-106.704）0.80=944.24万tZK3=（ Zg3-p3）C3=（943.80-78.3）0.80=692.4万tZK= ZK3 +ZK3 +ZK3=2036.01+944.24+692.4=3672.65万t（3）采区服务年限T= ZK/（AK） （公式1-3） T-采区服务年限，a;A-生产能力，12

4、0万t；ZK-设计可采储量；K-储量备用系数，取1.3。K） =3672.65 /（1201.3）=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： =8

5、8.74%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180250m，巷道宽度为4m4.5m,本采区选取4.5m，且采区生产能力为120

6、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-2q-（2L2+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=（1100-230-（4.5+5） 5）-4.5）/5=197.6m1.2.2工作面生产能力Qr = A/（T1.1） （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

7、工作日，300天。故： Qr = A/（T1.1） =120/（3001.1） =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60m110211031104110511061107110811091110K1煤层工作面接替顺序：1101110211031104110511061107110811091110对于K2煤层：210121022103

8、2104210521062107210821092110K2煤层工作面接替顺序：2101210221032104210521062107210821092110对于K3煤层：3101310231033104310531063107310831093110K3煤层工作面接替顺序：3101310231033104310531063107310831093110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

9、。（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

10、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）157811001.22 =2640416.60.001.2=1320208.3煤层上山（m）12482=2640338.976169.488煤仓（元/m3）1443.144215/0.9245=4893.50670.55

11、/0.924=1631.79623.5甩入石门（元/m）115210/0.276434.850.1合计537.2410.288表1-6 维护费用表40264016=42240168.961320=2112084.4890380.16190.088093.6=1497.611.9831.2=249619.968434.8=6956.855.7236.64294.528表1-6 辅助费用表95141.3531.22.9793.68.950.25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824.09719.136675.736百分率121.95%106.42%100%表1-7 技术

12、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： （

13、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1=1415，a1= a2=3340, b1= b2=3500

14、。 斜面线路一次回转角1=1415 斜面线路二次回转角=1+2=1415+1415=2830 一次回转角的水平投影角1=arctan（tan1/cos）=144758（为轨道上山倾角16） 二次回转角的水平投影角=arctan（tan/cos）=291734（为轨道上山倾角16 一次伪倾斜角=arcsin（sincos1）=arcsin（sin16cos1415）=152942 二次伪倾斜角=arcsin（sincos）=arcsin（sin16cos2830）=15416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

15、-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=Scot=1900cot1415=7481mmm=S/sin=1900/sin1415=7719mmT=Rtan（/2）=9000tan（1415/2）=1125mmn=m-T=7719-1125=6594mmc=n-b=6594-3500=3094mmL=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=3749 低道平均坡度：id=9,rd=

16、arctanid=3056 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： g=- rg=152942-3749=145153 hg= Rg（cosrg-cos）=20000（cos3749-cos152942）=725.71mm Lg= Rg（sin-sinrg）=20000（sin152942-sin3749）=5123.08mm Tg= Rgtan（g/2）=200005153/2）=2609.03mm Kg=Rgg/57.3=5188.38mm 低道竖曲线参数： d= rd=152942-3056=1638 hd= Rd（cosrd-cos

17、）=9000（cos3056-cos152942）=326.75mm Ld= Rd（sin-sinrd）=9000（sin152942sin3056）=2485.37mm Td= Rdtan（d/2）=9000tan（1638/2）=1265.71mm Kd=Rdd/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332=18m，起坡点间距设为零，则有：H=1800011+180009=360mm 竖曲线的相对位置： L1=（T-L）sin+msin+hg-hd+H=2358.83mm 两竖曲线下端点（起坡点）的水

18、平距离为L2，则有L2= L1cos+ Ld- Lg=2358.83cos152942+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： tan rd=（X-X）/Lhg=0.009tan rg=（H-X）/Lhg=0.011X= L2id=364.610.009=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=7

19、100mm 曲线转角=144758 K1= R1/57.3=9000144758/57.3=2324.52mm K2= R2/57.3=7100=1833.79mm K= K1 -K2=2324.52-1833.79=490.73mm T1= R1 tan/2=1168.85mm T2= R2 tan/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=LhgK=17835.

20、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 =acos+（b+L+a+L1+Td）coscos+（ Td+C1+ T1）cos+ T1+d+Lk =3340cos16+（3500+8606+3340+2358.83+1265.71）29424758+（1265.71+2000+922.09）4758+922.09+14366.25+11946=52262.07mm H2 =（b+L+a+L1+Td）cossin+（ Td+C1+ T1）sin+S =（3500+3340+2358.83+1265.71）sin14（1265.71+2000+922.09）4758+1900=7663.97mm （8）线路各点标高 设低道起坡点标高