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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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