采区巷道布置.doc

目 录 绪 论3 第一章 采区巷道布置 5 第一节 采区储量与服务年限 5 第二节 采区内的再划 7 第三节 确定采区内准备巷道布置及生产系统 9 第二章 采煤工艺设计12 第一节 采煤工艺方式的确定12 第二节 工作面合理长度的确17 第三节 采煤工作面循环作业图表的编制18 附 表 20 设计总结 22 绪 论 一、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2100米，倾斜长度1000米，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 f2，K2和K3煤层属于中硬煤层，各煤层瓦斯涌出量也较小。 设计矿井的地面标高为30米，煤层露头为-30米。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25米处的稳定岩层中，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件 1设计题目的煤层倾角条件1 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。 附表1设计采区综合柱状图 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 6.90 K1煤层，γ1.30t/m3 4.20 灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬 ------------------------------------------------------------------------------------------------------ 7.80 灰色砂质泥岩 3.0 K2煤层,γ1.30t/m3 ------------------------------------------ 4.60 薄层泥质细砂岩，稳定 3.20 灰色细砂岩，中硬、稳定 2.2 K3煤层，煤质中硬，γ1.30t/m3 。。。。。。。。。。。。。。。。。。 3.50 灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度6080Mps 。。。。。。。。。。。。。。。。。。 24.68 灰色中、细砂岩互层 第一章 采区巷道布置 第一节 区储量与服务年限 1、采区生产能力选定为150万t/a 2、采区的工业储量、设计可采储量 1 采区的工业储量 ZgHLm1m2m3 γ 公式1-1 式中 Zg---- 采区工业储量，万t； H---- 采区倾斜长度，1000m； L---- 采区走向长度，2100m； γ---- 煤的容重 ，1.30t/m3； m1---- K1煤层煤的厚度，为6.9米； m2---- K2煤层煤的厚度，为3.0米； m3---- K3煤层煤的厚度，为2.2米； Zg100021006.93.02.21.33303.3万t/a Zg1100021006.91.31883.70万t Zg2100021003.01.3819.00万t Zg3100021002.21.3600.60万t 2 设计可采储量 ZKZg-pC 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---- 采区采出率，厚煤层可取75，中厚煤层取80，薄煤层85。本设计条件下取80。 Pm130221006.91.31521000-3026.91.3138.32万t Pm230221003.01.31521000-3023.01.373.34万t Pm330221002.21.31521000-3022.21.352.17万t P---- 上下两端永久煤柱损失量，左右两边永久煤柱损失量，万t； ZK1 Zg1-p1 C11883.70-183.320.751275.29万t ZK2 Zg2-p2 C2819.00-73.340.80596.53万t ZK3 Zg3-p3 C3600.60-52.170.80438.74万t 3采区服务年限 T ZK/AK 公式1-3 式中 T---- 采区服务年限，a; A---- 采区生产能力，150万t； ZK---- 设计可采储量，2315.7万t； K----储量备用系数，取1.3。 T1 ZK1/AK1275.29万t/150万t 1.36.54a T2 ZK2/AK596.53万t/150万t 1.33.06a T3 ZK3/AK438.74万t/150万t 1.32.25a T T1 T2 T3 11.85a ，取12年。 4、验算采区采出率 1、对于K1厚煤层 C1Zg1-p1/Zg1 -----公式1-4 式中 C1-----采区采出率， ； Zg1 ---- K1煤层的工业储量，万t ； p1 ---- K1煤层的永久煤柱损失，万t ，取Zg16 ； C1Zg1-p1/Zg1 （100021006.91.3-（30221006.91.31521000-3026.91.3））/100021006.91.3 92.66 75满足要求 2、对于K2中厚煤层 C2Zg3-p3/Zg3 公式1-5 式中 C2----采区采出率， ； Zg2----K2煤层的工业储量，万t ； P2---- K2煤层的永久煤柱损失，万t ，取Zg24 ； C2Zg2-p2/Zg2 〔（100021003.01.3）-（30221003.01.31521000-3023.01.3）〕/ 100021003.01.3 91.05 80满足要求 3、对于K3中厚煤层 C3Zg3-p3/Zg3 公式1-5 式中 C3----采区采出率， ； Zg3----K3煤层的工业储量，万t ； P3 ---- K3煤层的永久煤柱损失，万t ，取Zg34 ； C3 Zg3-p3/Zg3 （100021002.21.3-（30221002.21.3152（1000-3022.21.3））/100021002.21.3 91.31 80满足要求 第二节采区内的再划 1、确定工作面长度 放顶煤工作面长度的确定应主要考虑顶煤破碎、顶煤放出和减少煤炭损失等三个因素的影响。 顶煤破碎主要取决于支承压力及顶板活动的作用，由工作面长度对支承压力及矿压显现的影响分析可知，工作面长度不得少于80m，但工作面长度大于200m以后，其变化趋于缓和。 合理的工作面长度应是在一个生产班内能将工作面内的顶煤全部放完。据此原则，工作面长度可以用下列式表示 LnT/tBη175m 式中L--------工作面长度，m； n--------同时放煤支架数； T--------每班工作时间，min; t---------每架支架放煤所需时间，min; B-------支架宽度，m; η-------每班工作时间利用率。 取n2, B1.5m, Tη300min , t 5min 2、确定采区内工作面数目 回采工作面是沿倾斜方向布置，沿走向推进，采用走向长壁法开采。 工作面数目 NL-S0/ll0 公式1-4 式中L ----- 煤层倾斜方向长度m； S0 ---- 采区边界煤柱宽度m； l ----- 工作面长度m； l0 ---- 回采巷道宽度，因采用综采，故 l0取5m。 N1000-302/17510 5.08，取5. 3、工作面生产能力 Qr A/T1.1 公式1-5 式中A----采区生产能力，150万t/a ； Qr ----工作面生产能力，万t ； T----每年正常工作日，330天。 故 Qr A/T1.1 150/3301.1 4132.23 t 4、确定采区内同采工作面数及工作面接替顺序 生产能力为150万t/a,且工作面生产能力为4132.23t。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采区产量，所以定为采区内一个工作面生产。以K1煤层为例,5个区段工作面接替顺序，采用下行开采顺序 K1工作面接替顺序图 区段1 001 002 区段2 001 002 区段3 001 002 区段4 001 002 区段5 001 002 图.1 对于K1布置一个综放工作面便可以满足生产设计的要求。 K1煤层区段1（001-002）→区段2（001-002）→区段3（001-002）→区段4（001-002）→区段5（001-002） 说明以上箭头表示方向为工作面推进顺序。 第三节 确定采区内准备巷道布置及生产系统 1、完善开拓巷道 为了减少煤柱损失提高采出率，利于灭灾并提高经济效益，根据所给地质条件及采矿工程设计规划，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，两巷水平间距相距961.26m 。 2．确定巷道布置系统及采区布置方案分析比较 首先确定回采巷道布置方式，由于地质构造简单，煤层赋存条件好，涌水量较小，瓦斯涌出量较小，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1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。 确定采区巷道布置系统，采区内有3层煤，每一层都布置5个工作面，根据相关情况初步制定以下两个方案进行比较 方案一两条岩石上山 在距K3煤层底板15m处岩石中布置两条岩石上山，一条为运输上山，另一条为轨道上山，两上山层位有一定差距，使其分别联结两翼的区段;平巷不交叉；石门联系各煤层。通风路线新风从阶段运输大巷→采区主石门→采区下部车场→轨道上山→中部甩车场→区段轨道集中平巷→区段联络巷道→区段运输平巷→工作面→区段回风平巷→回风石门→阶段回风大巷。该方案的特点是岩石工程量大，掘进费用高，联络石门长，但维护条件好，维护费用低，有利于通风，运输能力大。 方案二一煤一岩上山 在距K3煤层底板15m处岩石中布置一条岩石运输上山，在K3煤层中布置另一条轨道上山，石门联系各煤层。通风路线新风从阶段运输大巷→采区主石门→采区下部车场→轨道上山→中部甩车场→区段轨道集中平巷→区段联络巷道→区段运输平巷→工作面→区段回风平巷→回风石门→阶段回风大巷。该方案的特点是节省了一条岩石上山，相对减少了岩石工程量，但轨道上山不易维护，维护费用高，需要保护煤柱。 经济技术比较 巷道硐室掘进费用 表1-1 方案 工程名称 方案一 方案二 单价 元 工程量 费用 万元 单价 元 工程量 费用 万元 上山m 1578 1.21000 189.36 1284 1.21000 154.08 联络巷m 1152 1.254.424 30.09 --- ---- --- 合计 2730 1461.22 219.45 ---- ---- 154.08 巷道及硐室维护费 表1-2 方案 工程名称 方案一 方案二 单价 元 工程量 费用 万元 单价 元 工程量 费用 万元 上山m 40 1.2100020 96.00 90 1.2100020 216.00 联络巷m 80 1.254.42420 41.79 --- ---- --- 合计 120 29224.32 137.79 ---- ---- 216.00 井巷辅助费 表1-3 方案 工程 名称 方案一 方案二 单价 元 工程量 费用 万元 单价 元 工程量 费用 万元 上山m --- ---- ---- --- --- --- 联络巷m 951 1.254.42420 24.84 --- ---- --- 合计 951 5224.32 24.84 ---- ---- ---- 费用汇总表 表1-4 方 案 总费用 方案一 方案二 掘进万元 219.45 154.08 维护万元 137.79 216.00 井巷辅助费万元 24.84 0 合计万元 382.08 370.08 方案一岩石工程量达，掘进费用高，联络石门长，但维护条件好，维护费用低，有利于通风，运输能力大 方案二节省了一条岩石上山，相对减少了岩石工程量，但轨道上山不易维护，维护费用高，需要保护煤柱。 由此可见，一煤一岩上山不但节省了费用，而且具有超前探煤作用。随着我国巷道锚喷技术的提高对煤巷的维护能够起到很好的效果，另外，本例中K3煤层顶地板效果比较好，易于维护，所以采用一煤一岩上山采区联合布置方式。巷道布置情况见巷道布置图、采区巷道平面图、剖面图，以K1煤层为例 。 3． 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.单巷沿空掘巷掘进方式。 分析已知采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，可以充分发挥棕采高产高效的优势。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，即好维护又提高了采出率，有取代沿空留巷的趋势。 说明在采区巷道布置平面图内，工作面布置和推进的位置应以达到采区设计产量及安全为准。工作面推进到距回风大巷30米处的位置，即为避开采掘超前影响所留设的30m护巷。