采矿学课程设计Word格式.docx
- 文档编号:19244408
- 上传时间:2023-01-04
- 格式:DOCX
- 页数:18
- 大小:62.22KB
采矿学课程设计Word格式.docx
《采矿学课程设计Word格式.docx》由会员分享,可在线阅读,更多相关《采矿学课程设计Word格式.docx(18页珍藏版)》请在冰豆网上搜索。
=(Zgi-Pi)Ci
=[3600×
3.5×
1.3-(2×
30+3×
10)×
3600×
1.3-15+70)1000*3.5*1.3×
0.75]+[3600×
2.5×
1.3-(2.15+70)×
1.3]×
0.80
=2120.0075(万吨)
三、计算采区的服务年限
采区的准备时间较长,投资巨大。
服务年限短,将造成矿井生产接替困难,采区应保证一定服务年限,以保证矿井能够均衡稳产高产。
T=ZK/(AK)(式1-3)
ZK------采区可采储量;
A------采区生产能力;
K------储量备用系数,取1.3-1.5。
此次设计中因地质条件较简单,故取K=1.3
T=ZK/AK=2120.0075/(120×
1.3)=13.59年
四、验算采区采出率
国家对采出率规定了控制指标,厚煤层不低于75%,中厚煤层不低于80%。
采区采出率=采区实际采出量/采区工业储量×
100%
验算:
m1煤层采出率=Sm1区×
Lm1区×
m1×
r×
0.93×
8/SLm1r×
100%=1750×
240×
1.3×
8/(3600×
1.3)×
=78.9%
78.9%>
75%,符合规定。
m3煤层采出率=Sm3区×
Lm3区×
m3×
8/SLm3r×
=1750×
0.95×
=80.6%
80.6%>
80%,符合规定。
第二节采区的再划分
一、确定采区的区段数
合理的工作面长度能为工作面高产高效创造条
件,在一定范围内增加工作面长度能获得较高产量并提高效率,降低成本,同时加大工作面长度,可以相对减少区段数目,减少巷道掘进量,本设计采用综采工艺,其工作面长度一般为180-250米,因此决定采用4个区段。
(I-P1-P2)/4=(1100-30-30)/4=260米
设计中上下区段煤柱宽10米,区段平巷宽取5米,所以工作面长度为260-(10+2×
5)=240米
区段平巷采取双巷掘进方式,因为区段走向长度较长,故采用双巷掘进,这样安全系数高一些,有利于通风、行人、运输等。
设计采区为双翼采区,区段走向长度为
[3600-(2×
30+10+15×
2)]/2=1750米
其中3600为区段走向长度,30为运输、轨道上山的保护煤柱,15为采区左右边界煤柱。
二、确定采区内同采工作面的个数及接替顺序
现代化矿井生产提倡高产高效,一矿一面,减少工作人员,提高人均产煤量,故本设计采用单面达产,满足矿井的生产需求,采区内各工作面布置如下:
K1煤层K3煤层
11101
11102
11103
11104
11105
11106
11107
11108
11301
11302
11303
11304
11305
11306
11307
11308
工作面接替顺序
K1煤层11101---11102---11103---11104---11105---11106---
--11107-----11108
K3煤层11301---11302---11303---11304---11305---11306---
--11307-----11308
对于K3煤层,煤厚2.5米,可适当增加进刀数以达产。
第三节确定采区内准备巷道布置及生产系统
一、完善采区所需的开拓巷道:
在采区上部煤层底版25米处布置回风大巷,通过回风石门与工作面相连,在采区下部煤层底版25米处布置运输大巷。
二、确定采区巷道布置系统,就上山数目、位置提出两个布置方案
进行比较:
方案一:
两条上山,一煤一岩,联合上山布置,运输上山布置于K3煤层内,轨道上山布置于煤层底板下10米处。
方案二:
两条上山,双岩上山联合布置,运输轨道上山都布置在K3底板下10米处。
表一巷道掘进费单位:
万元
方案
项目
方案一
方案二
岩石上山
1070×
1×
1578=168.84
2×
1578=337.69
煤层上山
1284=137.39
-------------------------
回风石门
48.8×
1152/sin16=20.4
(21.3+2.5+25)×
1152/sin16=20.4
区段平巷
831×
1750×
(16+16)=4653.6
4×
2=4653.6
区段石门
1152×
21.3×
8/sin16=71.22
77.28×
8=71.22
总费用
5051.45
5082.91
表二硐室掘进费单位:
方案
变电所
(2.25×
4.5+2.5+3.14/4×
4.5^2)×
10×
114=5.367
采区煤仓
3.14/4×
8×
14×
144=10.13
10.13
绞车房
(2.75×
3.5+3.14/4×
12×
16^2=4.96
4.96
20.457
表三
巷道及硐室维护费用表单位:
40×
13.59=58.17
13.59=116.33
90×
13.59=130.87
---------------------
177.04×
160×
13.59=38.50
80×
13.59=16.80
采区硐室
30×
120×
13.59=8.56
252.9
180.19
合计费用:
5051.45+20.46+252.9=5324.81万元
5082.91+20.46+180.19=5283.56万元
(5324.81-5283.56)/5229.56×
100%=0.0079×
100%=0.79%
因为0.79%<
1%,还有方案一中选用一煤一岩上山,能尽快形成通风回路,有利于安全生产,掘进速度快,而且费用差价仅占0.79%,所以选用一煤一岩上山。
三、确定回采巷道布置方式
回采巷道单巷布置,存在长距离独头掘进,通风、供电困难,运料难度大,沿空掘巷虽然具有煤损少等优点,但是同样具有上述问题。
沿空留巷布置,由于采场老顶的周期来压,维护极其困难,而双巷布置方式,较上述三种方式相对优越,通风运料容易解决,安全性提高,所以采用双巷布置
四、采区巷道布置平面图内,工作面推进到位置距离上山30米处,
见简图。
4-运输上山;
5-轨道上山;
6-采区中部车场
7-采区中部车场;
8-回风石门;
9-运输石门
10-轨道石门;
12-下区段平巷;
15-采区煤仓
五、采区内上、下区段交替期间同时生产时通风系统,见简图
—
上区段通风路线:
5—6—16—工作面—17—2
下区段通风路线:
新风-工作面-12-10-18-4-2
六、采区上部、下部车场选型
采区上部车场选用顺向平车场,车辆运行顺当,调车方便。
采区下部车场选用大巷装车式下部车场,调车方便,线路布置紧凑,工程量小。
第四节采区中部车场设计
一、轨距
大巷(双轨),采区轨道,上山(单轨),区段石门(单轨)均
选用600mm轨距。
二、轨道上山作辅助提升,一次提升一吨矿车3个,设备型号
轨型:
15Kg/M
矿车:
MGCH-6A型1吨矿车
技术特征:
型号:
MGC1.1-6A容积:
1.1M3
轨距:
600mm轴距:
550mm
牵引高度:
320mm缓冲器:
单列弹簧式
最大牵引力:
60KN外形尺寸:
2000×
880×
1150
车轮直径:
300mm质量:
592Kg
三、中部车场设计
(一)斜面线路联接系统各参数计算:
1.道岔选择及角度计算:
由于是辅助提升,两组道岔场车场选取DK615-4-12(左)道岔。
道岔参数α1=α2=14。
15'
,a1=a2=3340,b1=b2=3350.
斜面线路一次回转角α1=14。
;
斜面线路二次回转角α1+α2=δ=28。
30'
一次回转角α1的水平投影角α1’为:
α1’=arctan(tanα1/cosβ)=arctan(tan14。
/cos16)=14。
47'
58''
式中β为轨道上山的倾角,β=16度.
二次回转角δ的水平投影角δ’为:
δ’=arctan(tan(α1+α2)/cosβ)=arctan(tan28。
/cos16)
=21。
27'
33''
一次伪倾斜角β'
为
β'
=arcsin(cosα1×
sinβ)=arcsin(cos14。
×
sin16)=15。
29'
42''
'
=arcsin[cos(α1+α2)×
sinβ]=arcsin[cos28。
sin10]=14。
1'
6''
2.斜面平行线路联结点各参数
本设计采用中间人行道,线路中心距S1=1900mm,为简化计算,斜面联结点线路中心距取S1相同值,斜面联结点曲线半径R’=900mm,故有
B=S1Ctgα2=1900×
Ctg14。
=7481mm
T1=R’tan(α2/2)=900×
tan(14。
/2)=1125mm
L=B1+T1=8606mm
M=S1/sinα2=1900/sin14。
=7719mm
K1=R’α2/57.3=9000×
(14。
/57.3)=2238mm
(二)竖曲线相对位置:
1.竖曲线各参数
取高道平均坡度ia=11%。
,ra=arctania=37’49”
取低道平均坡度Id=11%。
,rd=arctanid=30’56”
取低道竖曲线半径:
Rd=9000mm
暂定高道竖曲线半径:
Ra=2000mm
高道竖曲线各参数:
Ra=β’-ra=15。
29’42”-37’49”=14。
51’53”
Ha=2000(cos37’49”-cos15。
29’42”)=726mm
La=Ra(sinβ’-sinr’a)=2000(sin15。
29’42”-sin37’49”)=5123mm
Ta=Ra×
tan(βa/2)=2000×
51’53”/57.3)=5188mm
低道竖曲线参数:
βd=β’+rd=15。
29’42”+30’56”=16。
0’38”
Ha=Rd(cosrd-cosβ)=9000(cos30’56”-cos15。
29’42”)=327mm
La=Rd(sinβ’+sinrd)=9000(sin15。
29’42”+sin30’56”)=2485mm
Td=Rd×
tan(βd/2)=9000×
tan(16。
38’/2)=1266mm
Kd=Rdβd/57.3=9000×
(16。
0’38”/57.3)=2515mm
2.最大高低差H
由于是辅助提升,储车线长度按3钩提绞考虑,每次提绞3辆1
吨矿车,故高、低道储车线长度不小于3×
3×
2=18米,起坡点间距暂设为0,则:
H=18000×
11%。
+18000×
9%。
=360mm
3.竖曲线的相对位置
两竖曲线上端点的斜面距离L1为:
L1=[(T1-Lr+α2)sinβ’+m×
sinβ’’+ha-hd+H]/sinβ’=2359mm
两竖曲线的下端点(起坡点)的水平距离L2为
L2=L1×
cosβ’+Ld-Lg=-365mm
由计算结果看出,L2〈1000,间距较大,故Ra取值为20000合适,负值表明低道起坡点超前于高道起坡点,其间距满足要求,说明前面所选Rg为20000mm合适。
(三)低道存车线各参数
1.闭合点0的位置
闭合点的位置,计算如下图
设低道的高差为x
tanrd=(x-Δx)/Lna=0.009
tanra=(H-Δx)/Lna=0.011
式中Δx=Li×
id=365×
0.009=3.285mm
将Δx代入上述两式:
求得x=164mm,Lna=178.8mm
2.平曲线各参数:
取平曲线外半径R外=9000mm
平曲线内半径R内=9000-1900=7100mm
平曲线转角α1’=14。
K1=R1×
α1’/57.3=7100×
14。
58''/57.3=1834mm
K2=R2×
α1’/57.3=9000×
58''/57.3=2324mm
ΔKp=K2-K1=490mm
T1’=R1×
tan(α1’/2)=7100×
58''/2)=922mm
T2’=R2×
tan(α1’/2)=9000×
58''/2)=1169mm
3.存车线长度
高道存车线长度为17818,低道存车线长度为Lhd=17818+365=18183mm,由于存车线处于曲线段,高道存车线处于外曲线,外曲线和内曲线弧长差为ΔKp=K2-K1=490mm,则低道存车线总长度为17818+490=18308mm,但具有自动滚动坡度的长度仍为17818。
线段长度为490mm为平坡,并位于闭合点o之前。
4.存车线直线段长度d
d=Lhd-C1-K1
式中Lhd---------低道存车线总长度。
Lhd=18183mm;
C1-----------取竖直线间插入段。
C1取2000mm;
d=Lhd-C1-K1=14349mm
即在平曲线终止后,接14349的直线段,然后接存车线第三道岔的平行线路联接点。
5.存车线单开道岔平行线路联结点长度Lk
选存车线道岔为DK615-4-12,则Lk=G3+B+T1=11946mm
四、甩车场线路总平面轮廓尺寸及坡度
1.总平面轮廓尺寸m2、h2
m2=a1cosβ+(b1+L+a2+L1+Td)cosβ’cosa1’+(Td+c1+T’)cosa1’+T1’+d+Ln=52245mm
h2=(b1+L+a2+L1+Td)cosβ’sina1’+(Td+c1+T’)sina1’+S1=7664mm
2.纵断面线路的各点标高
设低道落于点(其坡点)标高Δ=±
提车线Δ2=Δ1+hd=327
Δ3=Δ2+(L+L1)sinβ’=3256
甩车线Δ3=Δ1+H=360
Δ4=Δ3+Ha=360+726=1086
Δ5=Δ4+msinβ”+T1×
sinβ’=3256
由计算结果看出,提车线的5点标高与甩车线5点标高相同,故标高闭合,计算无误差。
基本轨起点,Δ6=Δ5+(b1+a2)sinβ’=3256+(3500+3410)sin15。
29’42”=5110Δ7=Δ6+a1sinβ=5110+3340×
sin16=6031
Δ8=Δ7+LnDiD=18183×
0.009=164
五、平面图与坡度图见附图
第二章采煤工艺设计
第一节采煤工艺的确定
一、采煤工艺
设计采区的地质条件较好,无大的地质构造,采用综采,可以实现高采、高效、安全、低耗、且劳动条件好,劳动强度较小,因此采区使用综采工艺。
二、设备选型
选用国产设备见下表
序号
名称
型号
尺寸
数量
1
采煤机
MG200/500-WD
2
刮板输送机
SGZC730/320Z
3
液压支架
ZZ4000/18/38
长6.95宽1.42高4.2
150
4
端头支架
T1C5480-22/42
高10宽3.3高4.2
6
5
刮板转载机
SZZ-764/160
破碎机
PIM1000`650
7
胶带输送机
SSS1000/2×
160
三、采煤与装煤
1.落煤方式:
机械落煤
2.确定截深:
工作面日产量=120×
10^4/(300×
1.1)=3636.7吨
选用600mm截深
k1层采煤工作面日进尺
e=Qr/(L×
M×
C)
e--------采煤工作面日进尺,米;
Qr-------工作面日生产能力;
L--------工作面长度;
M-------煤层厚度;
C--------采区采出率,%
C)=3636.7/(240×
1.3)=3.58米
1.3)=4.91米
k3煤层采出率采用0.93;
k2煤层采出率为0.95
日进刀数
k1为3.58/0.6=6刀;
k3为4.91/0.6=8.2刀,取9刀,则进尺5.4米。
循环方式:
四六制、三班生产,一班检修。
3.进刀方式
端部割三角煤斜切进刀,往返一次进两刀。
四、运煤
使用刮板输送机、转载机、破碎机、胶带输送机运煤。
五、支护
液压支架型号:
ZZ400/18/38
架中心距:
1.5米移架方式:
顺序移架
支护方式:
为防止片帮和冒顶,因此选用及时支护。
端头支架型号:
工作面支架需用量:
240/1.5=160架
支架校核:
1强度校核:
P=(4~8)Mr
式中M------采高,3.5米r------容重,2.5t/m3
因为地质条件较好,按6倍采高计算
Pk1=6×
9.8=514.5
Pk3=6×
9.8=367.5
Pk1、Pk3均小于707KN,符合要求。
2高度校核
hmax=Hmax+(0.2-0.3)m
hmax-----支架最高距离,Hmax------采高最大高度。
Hmax1+(0.2~0.3)m;
H取3.5米,顶板距离取300mm,
3.5+0.3=3.8米,<
支架hmax
所以符合规定。
第二节工作面合理长度的验算
一、地质条件
地质构造简单,采区内无较大地质变化,煤层厚度稳定,而且
倾角16度,不大且稳定,工作面适当加长可增加效益。
二、工作面生产能力
日生产能力:
Qr=N×
L×
B×
C
N-------每日循环数;
M------采高;
B------循环进尺截深;
r------容重;
C-------工作面采出率。
K1Qr=6×
0.6×
0.93=3656吨
K3Qr=6×
0.95=4001吨
年生产能力校核
QK1=Qr×
300×
K=3656×
1.1=1206480吨
QK3=Qr×
K=4001×
1.1=1320130吨
年生产能力均超过120万吨,满足一矿一面生产需求,经济效益显著。
三、运输设备及管理水平
工作面所用运输设备为国产成熟设备,技术先进,性能可靠,
完全可以保障生产需要,采区的生产技术人员要具备一定经验,认真组织施工。
四、顶板管理及通风能力
1.工作面选用液压支架为支撑掩护式,工作阻力大,技术可靠,
对顶板管理比较有利。
2.煤层瓦斯涌出量不大,设计的采区巷道具有足够的断面,且巷道风速不大于4m/s,通风能力满足生产需求。
五、巷道布置
加大工作面长度,可相对减少区段数,减少煤柱损失,提高采
出率。
增加经济效益,相对减少巷道掘进费、维护费,故工作面长度确定为240米。
第三节采煤工作面循环作业图表的编制
本节内容见大图,工作面层面图其中包括:
1.正规循环作业图表;
2.劳动组织人员表;
3.工作面生产设备配备表;
4.工作
- 配套讲稿:
如PPT文件的首页显示word图标,表示该PPT已包含配套word讲稿。双击word图标可打开word文档。
- 特殊限制:
部分文档作品中含有的国旗、国徽等图片,仅作为作品整体效果示例展示,禁止商用。设计者仅对作品中独创性部分享有著作权。
- 关 键 词:
- 采矿 课程设计
![提示](https://static.bdocx.com/images/bang_tan.gif)