采矿学课程设计-张翔(2)

《采矿学》课程设计 张翔21080059

32＋803104031.332.5=130.0650 万

Zk1=( Zg1-P1)3C1=(1801.8-182.0910) 30.8=1295.7672万t Zk2=( Zg2-P2)3C2=(180.18-18.2091) 30.85=137.6753万t Zk3=( Zg3-P3)3C3=(1287-130.0650) 30.8= 925.5480万t Zk = Zk1+Zk2+Zk3 = 2358.9905万t (3)采区服务年限

T= Zk/(A3K) (公式1-3)

式中： T---- 采区服务年限，a; A---- 采区生产能力，万t； ZK---- 设计可采储量，万t； K----储量备用系数，取1.3。 T1= Zk1/(A3K)= 1295.7672/(15031.3)=6.64a T2= Zk2/(A3K)= 137.6753/(15031.3)=0.71a T3= Zk3/(A3K)= 925.5480/(15031.3)=4.75a T = T1+T2+T3=12.1a ,取13a (4)验算采区采出率

采区采出率

C=(Zg-P)/Zg (公式1-4) 式中： C-----采区采出率，%

Zg ---- 采区的工业储量，万t P ---- 采区的煤柱损失量，万t

K1煤层：C1=（Zg1－P1）／Zg1=(1801.8-182.0910)／1801.8=89.89% > 80% K2煤层：C2=（Zg2－P2）／Zg2=(180.18-18.2091)／180.18=89.89% > 85% K3煤层：C3=（Zg3－P3）／Zg3=(1287-130.0650)／1287=89.89% > 80% (符合国家对采区采出率的要求。)

第二节 采区内的再划分

1、确定工作面长度

由已知条件知：该采区边界各有15m的边界煤柱，上部防水煤柱为30m，下部留30m护巷煤柱，故剩余倾斜长度为：1100－60=1040m。采区划分为5个区段，采煤工艺选取较先进的综合机械化采煤。一般而言，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，采区生产能力为150万t/a，一

- 5 -

《采矿学》课程设计 张翔21080059

个中厚煤层的一个工作面便可以满足生产要求，故工作面长度为：

L=（1100－60-435－4.5310）／5=195m 2、确定采区内区段数目

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：N=(L-S0)/(l+l0) (公式1-5)

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4.5(m)。

N=(1100-3032)/(195+234.5) =5.10 ，取 5 3、工作面生产能力

工作面日生产能力：

Qr = A／(T31.1) （公式1—6）

式中： Qr ——工作面生产能力，t／d

A——采区生产能力，t／a T——每年正常工作日，330d

Qr = A／(T31.1)=1500000／(33031.1) =4132.23 t／d 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／d。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。

工作面布置（双翼布置）图如下图所示：

K1煤层 1101 1103 1105 1107 1109 1102 1104 1106 1108 1110 3301 3303 3305 3307 3309 K3煤层 3302 3304 3306 3308 3310 - 6 -

《采矿学》课程设计 张翔21080059

工作面接替顺序：左右交替，左边开采，右边准备；采区内自上而下开采，先采完上区段，后开采下区段；煤层间自上而下开采，先采K1煤层后采K3煤层最终达到高产高效。工作面接替顺序如下表所示：

1101→1102→1103→1104→1105→1106→1107→1108→1109→1110→3301→3302→3303→3304→3305→3306→3307→3308→3309→3310

（说明：以上箭头指向表示工作面接替顺序。）

第三节 确定采区内准备巷道布置及生产系统

1、根据所选题目条件，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K3煤层中上部边界开掘一条阶段回风大巷。第一开采水平为该采区服务的一条运输大巷，布置在K3煤层底板下方25m处的稳定岩层中。

2、确定巷道布置系统及采区布置方案分析比较 按采区上山数目、位置的不同提出两个方案：

方案一：在K3煤层中开掘一条轨道上山，在距K3煤层10m处的底板岩层中开掘一条运输上山，即一煤一岩上山，如下图所示

方案二：在K3煤层中开掘两条上山（轨道上山与运输上山），即双煤上山，如下图所示

- 7 -

《采矿学》课程设计 张翔21080059

(1)两种方案在经济上比较 掘进费用表： 方案\\ 工程方案 岩石上山（m） 煤层上山（m） 单价 1578 1284 方案一 工程量 费用（万元） 方案二 工程量 费用（万元） 0 0 320.4864 10403196.9344 1.2=1248 1040310403160.2432 1.231.2=1248 2=2496 1.233.1434235/0.92435=1631.169 煤仓(元/m3) 144 23.5 0 0 甩入石门(元/m) 合计

维护费用表：

1152 0 380.6776 0 0 0 320.4864 方案工程名称 单价 岩石上山（m） 40.0000 方案一 工程量 费用（万元） 方案二 工程量 费用（万元） 0.0000 1248379.8720 0.0000 16=19968 - 8 -

《采矿学》课程设计 张翔21080059

12483煤层上山（m） 90.0000 179.7120 16=19968 煤仓(元/m3) 甩入石门(元/m) 合计

辅助费用表：

单价 煤仓(元/m3) 甩入石门(元/m) 合计

费用总汇表： 方案\\费用项目 掘进费用 维护费用 辅助费用 费用总计 百分率

方案一 380.6776 279.552 2.97 663.1996 100% 951.00 951.00 方案一 工程量 31.20 0.00 费用（万元） 2.97 0.00 80.0000 156316=2496 2496316 =39936 359.4240 0.0000 0.0000 19.9680 0.0000 0.0000 0.0000 80.0000 0.0000 279.5520 359.4240 方案工程名称 方案二 工程量 0.00 0.00 费用（万元） 0.00 0.00 2.97 0.00 方案二 320.4864 359.424 0 679.9104 103% （说明：由于其它各项费用基本相同，所以不进行比较。）

可得出双煤上山的费用是一煤一岩上山的1.03倍，在费用上多出3%，即一煤一岩上山在经济上比较占优势。

- 9 -