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《采矿学》课程设计
第二节 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10m的边界煤柱，上
部留20m防水煤柱，下部留30m护巷煤柱，故其煤层倾向共有：4800-50=4750m的长度，走向长度3500-3032-20-1032=3400m。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.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-q-((23L2+p) 3n-p))/n (公式1-5)
式中： 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=(4800-20-30-((4.5+5) 35)-4.5)/5=199.6m 工作面长度取200米
1.2.2、工作面生产能力
Qr = A/(T31.1) (公式1-6) 式中：
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，330天。
故： Qr = A/（T31.1） =120/(33031.1) =3305.78t
1.2.3工作面接替顺序
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：
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对于K1煤层： 4801 4803 4805 4807 4809 停 采 线 80m 4802 4804 4806 4808 4810 K1煤层工作面接替顺序： 4801→4802→4803→4804→4805→4806→4807→4808→
4809→4810
对于K3煤层： 6101 6103 6105 6107 6109 停 采 线 80m 6102 6104 6106 6108 6110 K3煤层工作面接替顺序： 6101→6102→6103→6104→6105→6106→6107→6108→6109→6110
注：箭头表示回采工作面的接替顺序。
第三节 确定采区内准备巷道布置和生产系统
1.3.确定采区内准备巷道布置和生产系统
1.3.1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回风大巷布置在K3煤层底板下方25m的稳定岩层中，回风大巷布置采区上部边界。 1.3.2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。
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，根据相关情况初步制定以下三个方案进行比较：
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方案一：采区上山联合布置 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：采区上山联合布置两煤层上山
在K3煤层中布置另 一条轨道上山一条运输上山。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：采用两条煤层上山，工程量小，初期投资少但上山不易维护，维护费用高，需要保护煤柱。
方案三：采区上山联合布置一煤一岩上山
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。 在K3煤层中布置另 一条轨道上山一条运输上山。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：采用两条煤层上山，工程量小，但上山不易维护，维护费用高，需要保护煤柱。
技术经济比较：
表1-6 技术比较表 优 点： 方案一 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 岩石工程量大，掘进费用高，工期长 方案二 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 维护困难，受采掘影响较大 方案三 兼有方案一和二的优点，维护较容易 缺 点 增加了岩石工程量，降低了生产率，增加了掘进成本
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表1-7 掘进费用表 方案 工程名称 单价 方案一 工程量 费用 （万元） 方案二 工程量 费用 （万元） 方案三 工程量 费用 （万元） 岩石上山（m） 煤层上山（m） 煤仓 3(元/m) 1578 1248 105031.232 =2640 0.00 416.6 0.00 70.5 0.00 105031.232= 2640 0.00 0.00 338.976 0.00 105031.2= 1320 105031.2= 1320 1.233.143435/0.92435 =1631.796 0.00 2208.3 169.488 1.233.142144 34315/0.92435= 4893.506 1152 1.2310/0.27635= 434.8 537.2 23.5 甩入石门(元/m) 合计 50.1 0.00 0.00 0.00 338.976 410.288
表1-6 维护费用表 方案 单价 工程名称 岩石上山（m） 煤层上山（m） 煤仓 3(元/m) 甩入石门(元/m) 合计
方案一 工程量 2640316 =42240 0.00 93.6316 =1497.6 434.8316 =6956.8 236.64 费用 （万元） 168.96 0.00 11.98 55.7 方案二 工程量 0.00 2640316 =42240 0.00 0.00 费用 （万元） 0.00 380.16 0.00 0.00 方案三 工程量 1320316 =21120 1320316 =21120 31.2316 =2496 0.00 费用 （万元） 84.48 190.08 19.968 0.00 294.528 40 90 80 80 380.16 12
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