1、1 采 矿 学 课 程 设 计姓 名： 王晓飞 专业班级： 指导老师：班级序号：2采矿学课程设计 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 3600 米，倾斜长度 1100 米，采（带）区内各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断
2、层，K1 和 K2 煤层属简单结构煤层，硬度系数 f=2，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（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 123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3.50 K1 煤层，=1.30t/m
3、34.20 灰色砂质泥岩，细砂岩互层， 坚硬7.80 灰色砂质泥岩0.20.5 K2 煤层4.60 薄层泥质细砂岩，稳定3.20 灰色细砂岩，中硬、稳定2.50 K3 煤层，煤质中硬， =1.30t/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-4第一章 采区巷道布置第一节 采区储量与服务年限1、采区生产能力选定为 120 万 t/a2、计算采区的工业储量、设计可采储量（1） 、采区工业储量由 Zg=H*L
4、*(m1+m3)* (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，3600m；- 煤的容重 ，1.30t/m3；m1- K1 煤层煤的厚度，为 3.5 米；m2- K2 煤层煤的厚度，为 2.5 米；Zg=1100*3600*（3.5+2.5）*1.3=3088.8(万 t)（2） 、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；5C- 采区采出率，厚煤层可取 75%，中厚煤层取 80%，薄煤层 85%。（说明：p 可取其为工业储
5、量的 10%来计算，即p=10%*Zg ）ZK=(3088.8-3088.8*10%)*0.80=2223.936(万 t)（3） 、采区服务年限T= ZK/A*K (公式 1-3)式中： T- 采区服务年限，a;A- 采区生产能力，120 万 t；ZK- 设计可采储量， 2362.9 万 t；K-储量备用系数，取 1.3。T= 2223.936 万 t/（120 万 t *1.3）=14.25a 取 T=14 a （4） 、验算采区采出率1、对于 K1 中厚煤层：C=(Zg1-p1)/Zg1 (公式 1-4)式中： C - 采区采出率，% ；Zg1 - K1 煤层的工业储量，万 t ；6p1
6、 - K1 煤层的永久煤柱损失，万 t ，取 Zg1*6% ； C=(Zg1-p1)/Zg1 =3600*1100*3.5*1.3-0.06*3600*3.5*1.3*1100/3600*1100*3.5*1.3) = 94% 75%满足要求2、对于 K3 中厚煤层：C=(Zg3-p3)/Zg3 (公式 1-5)式中：C-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 Zg3*4% ；C=(Zg3-p3)/Zg3=(3600*1100*2.5*1.3-3600*1100*2.5*1.3*0.04/3600*1100*2.5*1.3=9
7、6% 80% 满足要求第二节 采区内的再划分1、确定工作面长度由已知条件知：该煤层下部边界各有 30m 的保护煤柱。上部防水煤柱 30M，故区段煤层倾斜长度为：1100-30-30=1040m。7采区选定 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 180250m，采区生产能力为 120 万t/a，一个中厚煤层的一个区段便可以满足生产要求，故工作面长度为： L=（1100-60-4*10-4.5*10）/5=191(m)2、确定采区内同采工作面数目3由于采区内斜长为 1100 米，上部边界煤柱为 30 米，工作面长为 191 米，每个区段间的保护煤柱选为 10m
8、。巷道宽度一般为4m5m,选取 4.5m 巷道宽度。所以区段斜长为191+10+4.5*2=210 米，区段数目 N=（1100-60）/(191+4.5*2+10)=54、确定工作面生产能力Qr = A/T*1.1 (公式 1-5)式中： A-采区生产能力，120 万 t/a ；Qr -工作面生产能力，万 t ；T-每年正常工作日，300 天。故： Qr = A/T*1.1 =120/300*1.1 =3636.36 t5、确定采区内工作面接替顺序由于采区生产能力为 120 万 t/a，且工作面生产能力为3636.36t，因此只要一个工作面便可以满足要求。工作面接替顺序：两翼开采，左右交替，
9、左边开采，右边准备，最终达到高产高效。顺序表如下图所示：8K1 煤层 K3 煤层K101 K102 K301 K302K103 K104 K303 K304K105 K106 K305 K306K107 K108 K307 K308K109 K110 K309 K310对于 K1 和 K3 煤层来说，布置一个综采工作面便可以满足生产设计的要求。K1 煤层：K101K102K103K104K105K106K107 K108K109K110K3 煤层：K301K302K303K304K305K306K307 K308K309K310（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
10、备巷道布置及生产系统91、根据题目所选条件，完善采区所需的开拓巷道在采区的上部边界煤层下方 25 米处岩层中开掘一条总回风大巷。2、布置上山数目、位置及进行方案关于技术经济比较由上山位置进行方案确定：方案一、在 K3 煤层中开掘双煤上山方案二、一煤一岩上山，即在 K3 煤层中开掘一条轨道上山，在距 K3 煤层 10 米的底板岩层中开掘一条运输上山。（1） 、两种方案的经济上比较方案一 方案二掘 进 费 用（元/米）岩层上山 0 1080*1578=1704240煤层上山1080*2*1284=277344 01080*1284=1386720区段石门 20/sin16*1152*10=8358
11、80.9020/sin16*1152*10+10/sin16*1152*10=898571.96维 护 费 用（元/米）岩石上山 02*40*1080*14.25=1231532.31方案项目10煤层上山2*90*1080*14.25=2770947.692*90*1080*14.25=1385473.85区段石门 20/sin16*80*10*14.25=827397.0620/sin16*80*10*14.25+10/sin16*80*10*14.25=1241095.59总费用（元） 7207665.65 7847633.71由于其它各项费用基本相同，所以不进行比较。有：（7847633
12、.71/7207665.65）*100%=108.9%即一煤一岩上山的费用是双煤上山的 1.089 倍，在费用上相差小于 10%，相差较小。（1） 、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，所以把上山布置在 K3 煤层中，维护较容易，掘进速度快，投产早。综合经济和技术比较，最终决定将采区上山布置在 K3 煤层中，即双煤上山，两条上山间相距 20 米。3、确定回采巷道布置方式根据煤层储存条件可知，K1 煤层厚 3.5 米，为中厚煤层，瓦斯含量较低，易于维护。工作面走向长度为 1800 米左右，采用双巷掘进方式，能够满足通风要求，且一个
13、工作面就可以达到设计生产能力的要求。综合考虑，选择双巷掘进方式。4、在采区巷道布置平面内，工作面布置及推进到的位置应以达11到采区设计生产能力为准由于 K1、K3 煤层相距 20 米左右，且采区上山布置在 K3 煤层中，在离上山 15 米处停采，留 15 米煤柱保护采区上山。5、采区内上下区段，或上下煤层工作面交替期间的生产是的通风系统如图：6、采区上下部车场的选型采区上部车场选用平车场，下部车场选用大巷装车，顶板绕道式下部车场。新 风 方 向 ：乏 风 方 向 ：-运 输 大 巷 ,2-回 风 大 巷 3采 区 轨 道 上 山 ,4-采 区 运 输 上 山 ,5- 采区 下 部 车 场 6区
14、 段 进 风 石 门 7区 段 运 输 石 门 8上 部 车 场 9联 络巷 10区 段 运 输 平 巷 1区 段 回 风 平 巷 12采 煤 工 作 面 13掘 进 工 作 面12第四节 采区中部车场设计该采区开采近距离煤层群，轨道上山布置在底板岩石中，倾角为 16，向区段石门甩车。轨道上山和石门内均铺设 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，要求甩车场存车线设双轨高低道。斜面线路布置采用一次回转方式。作出线路布置草图，并把各部分标以号码，如图所示。计算步骤如下：（一） 、斜面线路联接系统各参数计算1、 道岔选择及角度换算由于是辅助提升，两
15、组道岔均选 DK615412（左）道岔。道岔参数 = =1415； 。12 350302121ba；斜面线路一次回转角 =1415；斜面线路二次回转角 = + =2830。 12一次回转角 的水平投影 为：1“11 58472coscstgtg式中 为轨道上山的倾角 =16。二次回转角 的水平投影角 为： “121 32796cos08cos)( tgtg13一次伪倾斜角 为： =152942)16sin54(cosin)i(cosin11 二次伪倾斜角 为：“=141si3028csii)cs(i 121“162、斜面平行线路联接点各参数本线路采用中间人行道，线路中心距 =1900mm。为简
16、化计1s算，斜面联接点线路中心距区与 相同值。斜面联接点曲线半径1取 R =9000mm，这样： 74851901 ctgctgSB122 1 ttT86015741L79sini2Sm238.51403.57 1 RK（二） 、竖曲线相对位置1、竖曲线各参数取高道平均坡度 “4937,110GGitgi14取低道平均坡度 “5630,910DGitgi取低道竖曲线半径 DR暂定高道竖曲线半径 2G高道竖曲线各参数： “5314“937415 G 726)“49cos(s20)cos( Rh513in“2ininsGGl609531420tgtgT8.7“3.57GGRK低道竖曲线各参数 “3
17、0165“4291 D 327)“4915cos(s)cos( Rh86in“429ininsDDl1380692tgtgT25.7“13.570GDRK2、最大高低差 H由于是辅助提升，储车线长度按 3 钩车考虑，每钩车提 1 吨矿车 3 辆，故高低道储车线长度不小于 。起坡点间m8215距暂定为零，则 3609180180H3、竖曲线的相对位置两竖曲线上端点的斜面距离 L1 为：2359“217sin36014539i“21si)8601(iins“in)( ssi21 HhmLTahDGK DG两竖曲线下端点（起坡点）的水平距离 L2 为： 365704239“217cos254cos1
18、2 GDlL由计算结果看出， 1000，间距较大，故 区值为 200002 GR合适。负值表明低道起坡点超前于高道起坡点。（三） 、高低道存车线各参数1、闭合点 O 的位置闭合点 O 的位置计算，如图设低道的高差为 x，则1609.hGDLxtg01.AGLxHtg式中 285.39.3652Di将值代入上述两式，并求解则得 01.9.683xx418.7.64.HLhG1、 平面曲线各参数取平曲线外半径 ，则90外R平曲线内半径 710内平曲线转角 “58471C DGLhL2xH17183479.103.57“84103.5711 RK 29.121 4908312F 2“5770RT1t
19、gtg169849212 tt2、存车线长度高道存车线长度为 17818，低道存车线长度（自动滚行段） 。由于存车线处于曲线18365178ADL段，高道存车线处于外曲线，外曲线和内曲线的弧长之差，则低道存车线总长度为490212KF17818+490=18308，但具有自动滚行坡度的长度仍为 17818，线段长度 508 应为平坡，并位于闭合点 O 之前。3、存车线直线段长度 d1KCLhD式中 低道存车线总长度，h mLhD183平竖曲线间插入段， 取 2000m1C14920831KLdhD即在平曲线终止后接 14329 的直线段，然后接存车线第三道岔的平行线路联接点。184、存车线单开
20、道岔平行线路联接点长度 kL选取存车道岔为 DK615-4-12，则：1946257483013 TBaLk（四） 、甩车场线路总平面轮廓尺寸及坡度1、总平面轮廓尺寸 2hm、 KD DLdTCTaba 1112cos)( cos)( 5241964392“5874cos)9206(“5847cos “)63330 111212 sin)(in( STCTLabh DD 76490“5847si)906( “87“cs)133 2、纵断面线路的各点标高设低道落平点（起坡点）标高 1=0提车线 32712Dh 302“4915sin)2386(sin)(5 L甩车线 3=1+H=360 1072
21、364Gh3256 “42915sin“4sin9108Tm由计算结果看出，提车线的 5 点标高与甩车线的 5 点标高相同，故标高闭合，计算无误差。19基本轨起点 510“429sin)3405(326sin)(61 ab1sin4i71 存车线 69.838DhL或 4017603Gi149（五） 、平面图与坡度图根据上述计算结果，绘制中部车场平面图与坡度图，如图所示。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 3.5 米，硬度系数 f=2，结构简单，无断层，可采用综合机械化采煤，一次采全高。(二)、选用国产综采设备。(
22、三)、采煤与装煤1、确定采煤工艺采用综合机械化采煤，采煤机落煤和装煤。依据采取的设计生产能力确定工作面每天的推进度为：20CMLQrV式中：V-采煤工作面每天的推进度；Qr-采煤工作面日生产能力；L-采煤工作面的斜长；M-采煤工作面的采高， K1 煤层为 3.5 米；-煤的容重，1.3 千克/ 每立方米；C-工作面的采出率，为 0.95； 则： mV2.495.0*31.96循环推进七刀，共推进 0.63*7=4.41 米，可满足每天至少推进 4.2 米的要求。2、选择进刀方式为了合理利用工作时间，提高效率，采用不留三角煤端部斜切进刀方式，并采用及时支护。(四)、运煤1、支架选型采用液压支架支
23、护，选择工作面支架的型号为：ZZS600017/37，为支撑掩护式支架。2、移架方式移架方式有：依次顺序移架、分组交错移架和成组整体顺序移架三种。依次顺序式采煤机割煤后依次顺序逐架前移。这种方式操作简单，容易保证支护质量，但移架速度慢，适用于顶板稳定性差、采煤机割煤速度慢的工作面。分组交错式是将支架分成若干组，每组 3 至 5 架，采煤机割21煤后组内按顺序前移，组间平行作业。这种方式移架速度快，能满足采煤机快速牵引的需要，但移架质量不易保证，适用于顶板较稳定的高产工作面。成组整体顺序式是采煤机割煤后，将支架每 2 至 3 架分成一组，组内联动，整体移架，组间顺序前移，这种方式移架速度快，但不
24、易保证工程质量，适用于顶底板条件好的工作面。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。3、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 ZZ6000/25/50 支撑掩护式支架。eL式中： -工作面支架数目，取整数；L-工作面长度，为 191 米；-架中心间距， ZZS600017/37 支撑掩护式支架 e=1.5m;e=127.3 取 =12819端头支架：由于巷道宽度为 4.5 米，选用宽度为 2.1m 型号为PDZ 端头支架两架，即两端共有 6 架。4、超前支护
25、方式和距离超前支护方式采用单体支柱和金属铰接顶梁支护。由于压力峰值点距煤壁前方 10m 左右，所以超前支护距离选用 25m。6、校核支架高度与强度22在实际使用中，通常所选用的支架的最大结构高度比最大采煤高度大 200mm 左右，即：Hmax=Mmax+0.2，m最小结构高度应比最小采煤高度小 250350mm，即：Hmin=Mmin-(0.250.35)，m支架的支护强度应不小于：P=(68)*9.8*S*M*CosS：支架支护的顶板面积，m 2;：顶板岩石密度，t/m 3；M：采高，m；：煤层倾角， 0C。(五 )、处理采空区采用全部垮落法。第二节 工作面合理长度的验证根据设计大纲要求，确
26、定工作面合理长度时考虑以下方面：1、煤层地质条件2、工作面生产能力3、运输设备及管理水平4、顶板管理及通风能力5、巷道布置6、经济合理的工作面长度（产量、效率和工作面推进度的关系）23第三节 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。工作面劳动组织表序号 工种 早班 中班夜班合计1 班长 2 2 2 62 采煤机司机 3 3 2 83 输送机司机 1 1 1 34 转载机司机 1 1 1 35 皮带机司机 1 1 1 36 移架工 3 3 1 77 推溜工 2 2 2 68 超前维护工 6 6
27、3 159 跟班电工 2 2 1 510 运料工 4 411 安全质量员 1 1 1 32412 跟班机修工 2 2 5 913 送饭工 1 1 1 3合计 25 25 25 75工作面主要经济技术指标序号 项目 单位 数量1 煤层厚度 m 2.52 煤层倾角 163 平均采高 m 2.54 采煤机 台 15 液压支架 架 1316 端头支架 架 67 刮板输送机 部 28 破碎机 台 19 转载机 部 110 胶带输送机 部 211 循环进尺 m 0.812 日产量 t 3636.362513 生产方式 两采一准14 出勤人数 人 7515 回采工效 t/工 35.4216 截齿消耗 个/万
28、 t 2017 乳化液消耗 Kg/万 t 18018 油脂消耗 Kg/万 t 7019 日循环数 个 7各设备技术参数1 采煤机 MXG300/700D (西安煤机厂)采高 1.83.5m适应倾角 40截深 800mm控顶距 1995mm2 液压支架 ZZS600017/37(郑州煤机厂 )支撑高度 1.73.7m煤层厚度 1.93.5m初撑力 5105KN支架中心距 1500mm26支护强度 0.810.9Mpa泵站工作压力 26Mpa移架步距 9001100mm3 工作面刮板输送机 SGD630/180 (张家口煤机厂 )出厂长度 200m运输能力 400t/h中部槽规格 15006302
29、22刮板链形式 双链4 后刮板输送机 SGB630/150 （湖北煤机厂）出厂长度 200m运输能力 250t/h中部槽规格 1500630190刮板链形式 双链5 刮板转载机 SZB830/180 (张家口煤机厂)出厂长度 040m运输能力 1500t/a中部槽规格 1500764222刮板间距 51627速度 1.4m/s6 破碎机 PCM/327 胶带输送机 SSJ/700/Z9008 高压开关柜 KBZ-450/1140Y(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、采区巷道布置平面图
30、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)、附表1、井巷掘进直接费；2、井巷辅助费；3、井巷维护费。(八).小结采矿学课程设计在冯老师的悉心指导下经过我自己的努力完全结束了!在这里首先感谢教我们知识的冯老师,同时感谢能源学院的给我们帮助的老师们!通过这次的课程设计我学会了采场布置的知识,也学会了再这次设计中，我运用 AutoCAD 绘图，把以前学过的 AutoCAD 知识得到了很好的复习，又在原来的基础上掌握了又 AutoCAD 绘采矿图的方法与步骤，为今后的毕业设计绘图打下了坚实的基础。28参考资料1 徐永圻.采矿学.徐州:中国矿业大学出版社，20032 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
