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煤层倾角条件1:
煤层平均倾角为8°
,阶段倾斜长度1200m。
(2)、设计题目的煤层倾角条件2
煤层倾角条件2:
煤层平均倾角为16°
阶段倾斜长度1000m
三、课程设计内容
1、采区、盘区或带区巷道布置设计;
2、采煤工艺设计及编制循环图表。
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。
(我本次设计内容为带区设计,综放机械化采煤,煤层倾角为8°
)
五、设计说明书内容
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,砂页岩互层
------------------------------------------------------------------------------------------------------
8.40
泥质细砂岩,碳质页岩互层
------------------------------------------
0.20
碳质页岩,松软
6.9
K1煤层,=1.30t/m3
4.20
灰色砂质泥岩,细砂岩互层,坚硬
10.8
灰色砂质泥岩
薄层泥质细砂岩,稳定
3.2
灰色细砂岩,中硬,稳定
·
3.20
灰色细砂岩,中硬、稳定
2.20
K3煤层,煤质中硬,=1.30t/m3
。
灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度60—80Mps
24.68
灰色中、细砂岩互层
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、计算带区的工业储量、设计可采储量
(1)、带区工业储量
由Zg=B*L*(m1+m3)*γ(公式1-1)
式中:
Zg----带区工业储量,万t;
B----带区倾斜长度,1200m;
L----带区走向长度,2100m;
γ----煤的容重,1.30t/m3;
m1----K1煤层煤的厚度,为6.9米;
m3----K3煤层煤的厚度,为2.2米;
Zg=1200*2100*(6.9+3.0)*1.3=3243.24(万t)
其中:
Zg1=2260.44(万t)
Zg3=982.8(万t)
(2)、带区设计可采储量
ZK=(Zg-p)*C(公式1-2)
式中:
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----带区采出率,厚煤层可取75%,中厚煤层取80%,薄煤层85%。
永久损失煤柱P包括:
a带区上边界保护煤柱,倾向20m;
b带区下边界保护煤柱,倾向70m;
c带区两翼边界隔离煤柱,走向各15m;
P1=150*2100*1.3*6.9+1050*15*2*1.3*6.9=311(万t)
ZK1=(2260-311)*0.75=1462(万t)
P3=150*2100*1.3*2.2+1050*15*2*1.3*2.2=99.1(万t)
ZK3=(721-99.1)*0.80=498(万t)
ZK==1462+498=1960(万t)
(3)、带区服务年限
T=ZK/A*K………(公式1-3)
式中:
T----带区服务年限,a;
A----带区生产能力,150万t;
ZK----设计可采储量,1960万t;
K----储量备用系数,取1.4。
T=1960/(150*1.4)=9a
(4)、验算带区采出率
C=h*Co*Lo*n*ki*r*L/Zgi……(公式1-4)
C----带区采出率,%;
Zgi----K1,K2煤层的工业储量,万t;
h----煤层厚度,m;
co------工作面采出率,厚煤层,0.93,中厚煤层,0.95
n------分带数目
ki------带区掘煤系数,取1.1
L-----工作面走向推进长度,1100m;
C-----带区采出率
Lo-----工作面长度,m。
对于K1煤层:
C1=6.9*0.93*197*10*1.1*1100*1.3/22600000=88%>
75%
对于K3煤层:
C2=2.2*0.95*197*10*1.1*1100*1.3/7210000=89%>
80%
第二节带区内的再划分
1、确定工作面长度
由已知条件知:
该煤层两翼边界隔离煤柱各有15m的保护煤柱。
故区段煤层走向长度为:
2100-15-15=2070m。
带区选定10个,采煤工艺选取较先进的综放机械化采煤。
一般而言,综采工作面长度为180~250m,本带区走向可采长度2070,倾斜可采长度为1100,K1、K3分为10个独立带区。
带区生产能力为150万t/a,一个厚煤层的一个带区工作面便可以满足生产要求,故工作面长度为:
L=(2100-30)/10-5*2=197(m)
2、确定带区内同采工作面数目
K1、K3煤层:
10个分带(10个独立工作面)
3、确定工作面生产能力
Qr=A/(T*1.1)……(公式1-5)
A----带区生产能力,150万t/a;
Qr----工作面生产能力,t;
T----每年正常工作日,330天。
故:
Qr=A/(T*1.1)=150/(330*1.1)=4132t/d
4、确定带区内工作面接替顺序
带区内2层煤的开采为下行式,先采K1煤层,再依次开采K3煤层,第一分层开采时,另一个分带准备,当第一个工作面回采结束时,另一个分带开始回采。
进行跳采接替,接替顺序,见下图:
见cad图
第三节确定带区内准备巷道布置及生产系统
1、带区所需的开拓巷道
带区内所需的开拓巷道主要是阶段运输大巷和阶段回风大巷,由于带区服务年限长,经过粗略经济比较,将阶段运输大巷和阶段回风大巷布置在岩石中比较合理,运输大巷和回风大巷在K3煤层底板下方25m处。
两条大巷相距30m,平行并列布置。
2、带区布置方式方案比较
方案一、带区单独布置,在k1煤层里沿煤层运输平巷每隔一个分带布置一个溜煤眼至下部带区装煤车场,带区装煤车场沿煤层运输平巷下部岩层中布置,与进风大巷平行,行人进风斜巷分别进入2个煤层,在各煤层中布置煤层运料平巷和煤层运输平巷。
通风路线为:
新风经行人进风斜巷,至煤层运输平巷,清洗工作面后,至煤层运料平巷,风流经过回风石门,到回风大巷中。
该方案的主要特点是,沿每个分带一个溜煤眼和煤仓,装煤车场沿煤层运输平巷下部布置。
方案二、带区联合布置,K3煤层内布置运输集中巷,在k1至k3布置一个溜煤眼,k3至下部车场布置一个煤仓,在k3煤层下部25米岩层中布置绕道车场,与进风大巷平行,绕道装车。
新风经行人进风斜巷,到达煤层运输平巷,清洗工作面后至煤层运料平巷,经过回风石门,到回风大巷中。
该方案的主要特点是,仅设一个煤仓和一个溜煤眼,布置运输集中巷,集中生产运输,附合现代化生产要求。
两种方案都有优势,也都有改进之处,进行经济方案进行比较。
(1)、两种方案的经济上、开掘工程量上和维护费用上比较
见表
(2)、两种方案的技术上比较
由于最下部的K3煤层为维护条件较好的中厚煤层,煤质中硬,底且稳定的灰色细砂岩,所以把集中运输平巷布置在K3煤层中,维护较容易,掘进速度快,投产早。
3、确定工作面合理长度
(1)地质因素
本带区煤层地质结构简单,没有较大的地质变化,煤层厚度稳定,倾角较小且稳定,所以,工作面长度可以加长。
(2)技术因素
综合采煤法全部实现机械化,充分发挥设备效能,工作长度可适当加长。
技术管理水平也限制工作面长度,另外,煤无自燃倾向。
(3)经济因素
要使产量和效率达到最高,选用效益最好的工作长度。
根据工作面长度和产量的关系应用数学方法,给出经济上的最佳长度。
此外,综合考虑工作面设备租赁费、修理费,区段平巷掘进费,工作面搬家费,求出工作面吨煤费用最低,则最优工作长度197m。
4、确定回采巷道布置方式
先开采k1煤层,单巷布置,同时沿煤层掘进左右斜巷,后期采用沿空掘巷,不留煤柱。
5、带区内上下煤层工作面交替期间的生产是的通风系统如图:
见CAD
6、带区上下部车场的选型
在k3煤层底板岩层中,与运输大巷平行布置带区装煤车场。
第二章采煤工艺设计
第一节采煤工艺方式的确定
(一)、选第一煤层,即K1煤层设计采煤工艺:
由于K1煤层厚6.9米,硬度系数f=2,结构简单,无断层,可采用综合机械化放顶煤开采,一次采全高。
(二)、选用国产综采设备。
(三)、采煤与装煤
1、确定采煤工艺
采用综合机械化放顶煤采煤工艺。
落煤方式:
机械破煤、落煤。
确定截深及进刀方式:
工作面日产Ad=4132t,选用686mm截深。
采2.8m,放4.1m,采放比为2.8/4.1=0.69
工作面采出率为95%,放煤采出率为80%。
则日进刀数:
4132/(0.8*197*(2.5*0.95+4.4*0.8)*1.3)=4刀。
工作方式采用“两采一准”,三八制,每班进两刀,一个班准备。
2、选择进刀方式
端部不留三角煤斜切进刀,往返一次进两刀。
采用及时支护“两采一放”,放煤步距为一个截深,800mm。
放煤方式:
单轮、间隔、多口放煤。
(四)、运煤
运煤选用弯曲刮板输送机,所选用的刮板输送机。
特征见下表:
(五)、支护与处理采空区
支护方式:
由于K1煤层f=2,为防止片帮和冒顶,所以选用及时支护方式,选用ZZP4800/17/33F放顶煤支架。
----工作面支架数目,取整数;
L----工作面长度,为197米;
----架中心间距,ZZP4800/17/33F放顶煤液压支架e=1.5m;
=197/1.5=131架
支架强度校核(按8倍采高):
支架上方8倍采高岩层压力:
8*2.5*5*1.4*1.6*7.8=1747KN
工作阻力4800KN>
1747kN因此,强度符合规定。
超前支护,采用单体支柱加铰接顶梁得方式,超前支护距离为30m.
端头支架:
采用SD型支撑掩护式端头支架。
移架方式:
由于K1煤层上方有0.2米的松软炭质页岩,再上面是8.4米的泥质细砂岩和炭质页岩互层,硬度系数小,所以选用依次顺序移架方式。
处理采空区:
采用全部垮落法处理采空区。
第二节采煤工作面循环作业图表的编制
1、工作面布置图、循环作业图、劳动组织表、技术经济指标表
2、有关工种及出勤人数,可参照教学例题和现场经验酌情安排。
工作面劳动组织表(见表)
工作面主要经济技术指标(见表)
(六)、设计图纸的内容
本设计绘制两张大图(零号图纸)
1、采煤工作面层次图(1:
50)
应包括回采巷道剖面图(1:
50),最大与最小控顶距剖面图;
2、带区巷道布置平面图和(1:
2000)剖面图(1:
2000)设计图纸四周各留20mm的边框线,右下角留出标题栏,其格式如下:
(七).小结
这次采《采矿学》课程设计在高老师的悉心指导下,经过近两个星期的时间,我的设计内容全部完成,心情很愉悦。
在尾声中,我首先感谢高老师一丝不苟的悉心指导和谆谆教诲,另外,也要感谢我院在设计过程中给予帮助的老师们。
参考资料
1.徐永圻.《采矿学》.徐州:
中国矿业大学出版社,2003
2.张荣立.何国伟.李铎《采矿工程设计手册》.北京:
煤炭工业出版社,2003
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