采煤学课程设计报告(张文星)

中国矿业大学（北京）课程设计说明书中 国 矿 业 大 学 (北 京 )资 源 与 安 全 工 程 学 院本 科 生 课 程 设 计 报 告课程设计名称： 煤矿开采学课程设计 姓 名： 神 学 号： 007 学 院： 资源与安全工程学院 专业年级： 采矿工程 2011 级 班级： 1 班 指导教师： 孟宪锐 职 称： 教授 起止日期：2014 年 6 月 30 日至 2014 年 7 月 11 日中国矿业大学（北京）课程设计说明书目 录第一章 矿井开拓(1)第一节 矿井的储量、生产能力及服务年限(1)第二节 井筒形式、数目位置及布(1)第三节 阶段数目、水平数目及位置(2)第四节 各水平运输大巷及回风大巷布置(10)第五节 阶段内的采区划分(11)第六节 井底车场形式(11)第七节 绘制开拓平面图及开拓剖面图(12)第二章 采区巷道布置(13)第一节 回采工作面长度及采区斜长的区段数目(13)第二节 采区巷道布置及生产系统(13)第三节 采区中部甩车场线路(17)第四节 回采工作面数目及各工作面接替安排(19)第三章 回采工艺及循环图表(20)第一节 回采工艺方式(20)第二节 工作面合理长度的确定(23)第三节 回采工作面循环作业图表(24)参考文献(25)课程设计评阅书(26)课程设计任务书(27)中国矿业大学（北京）课程设计说明书1第一章 矿井开拓第一节 矿井的储量、生产能力及服务年限根据课程设计题目，煤层垂直高度为 h=630m，倾向斜长 l=h/sin15=2434m，走向长度为 L=8490m，煤层 K1 厚度为 h1=2.2m，煤层 K2 厚度为 h2=6.9m，由此可得：煤层 K1 体积：V1=L*l*hl=8490*2434*2.2=45464738m3煤层 K1 储量：M1=rVl=1.3*45464732t=59104160t煤层 K2 体积：V2=L*l*h2=8490*2434*6.9=142593950m3煤层 K2 储量：M2=rV2=1.3*142593950t=185372135t工业储量：M=M1+M2=244476295t=244.5Mt煤层 K1 为中厚煤层，按矿井设计规范要求采区采出率为 80%；煤层K2 为厚煤层。按矿井设计规范要求采区采出率为 75%。永久性煤柱损失按工业储量的 5%计算，因此矿井可采储量为：Z=(M1-P1)C1+(M2-P2)C2=(59104160*0.95)*0.8+(185372135*0.95)*0.75=176996807t=177Mt服务年限为：P=Z/AK=176996807/(1500000*1.4)=84.3a第二节 井筒形式、数目位置及布置由于表土内有流砂，所以主副井均采用立井开拓，1 个主井，1 个副井，2 个风井。在井田中央布置。布置情况见图 1-1。(1)中国矿业大学（北京）课程设计说明书2(2)图 1-1 (l)立井多水平上山式开采 (2)立井多水平上下山式主井；2-副井；3- 井底车场：4-主要石门：5-开采水平运输大巷第三节 阶段数目、水平数目及位置井田开采可选方案：方案(1)3 阶段 3 水平。第一阶段处于上层风化带-30m 至-263m ；第二阶段处于-263m 至-470m ；第三阶段处于-470m 至-660m开采水平：第一水平位于-263m, 第二水平位于-470m，第三水平位于-660m；方案 (2)4 阶段 2 水平。第一阶段处于上层风化带-30m 至-237m；第二阶段处于-237m 至-392m；第三阶段处于-392m 至-527m ：第四阶段处于-527m 至-660m ，开采水平：第一水平位于-237m，第二水平位于-527m矿井开拓设计方案的确定：一、井田概况：井田境界：上自风化带（-30m），下至-660m，左右均为认为界限，走向长约 8490m，倾斜长约 2434m。地面标高+50m 。井田内有两个可采煤层，自上而下为 K1K2，煤层倾角 15，各煤层厚度，间距及顶板情况见表 1-1，各煤层成层平稳，地质构造简单，无断层，K1 煤层较软但粘顶，K2 煤层属中硬，各煤层的容重 r=1.3t/m3，低瓦斯煤层无自燃倾向，表土有流沙。矿井正常涌水量为 150m3/h。井田内 K2 煤层的底板等高线图及井田中部的地质剖面图如附图 1、附图 2 所示。本井田已查明的工业储量为 244.47Mt。估算本井田内工业场地煤柱、境界煤柱等永久中国矿业大学（北京）课程设计说明书3煤柱损失约占工业储量的 5%。 K1 煤层为中厚煤层，按矿井设计规范要求确定本煤层的采出率为 80%; K2 煤层为厚煤层，按矿井设计规范要求确定本煤层的采出率为 75%。由此计算确定本井田的可采储量为 177Mt。根据煤层赋存情况和矿井可采储量，遵照矿井设计规范规定，将矿井生产能力确定为150 万吨年，储量备用系数按 1.4 计算，可得矿井服务年限为84.3a。在备用储量中估计 50%为采出率过低和未受预知小地质破坏影响所损失的储量。即全井田实际采出储量约为 151.72Mt。表 I-I柱 状 厚度米 岩性描述8.60 灰色泥质页岩，砂页者互层8.40 泥质细砂岩，碳质页岩互层，稳定0.20 碳质页岩，松软2.20 K煤层，块状，F1.34.20 灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬7.80 灰色沙质泥岩4.80 泥质页岩，细砂岩互层4.60 薄层泥质细砂岩，稳定0.20 碳页岩，松软6.90 Kz 煤腻，煤质中硬产 1.38.20 灰白色粗砂岩、坚硬， 抗拉强度600-900 公斤厘米 224.86 灰色中、细砂岩互层二、开拓方案技术比较中国矿业大学（北京）课程设计说明书4由于本井田地质情况，确定采用立井开拓（主井设箕斗），并按地质构造简单、井下生产费用较低的原则确定了井简位于井田走向中部。为避免采用箕斗井回风时封闭井塔困难和减少穿越流沙层开凿风井的数目，决定采用中央分列式（中央边界式）通风，风井位置已标示于附图1 中。根据井田条件和设计规范有关规定，本井田可划分为 23 个水平（34 个阶段）：阶段内采用采区式进行准备，每个阶段沿走向划分为 5个走向长 1700m 的采区。在井田每翼布置一个生产采区，采用采区后退式开采顺序。考虑到本井田涌水较小，所以既可采用上山开采，也可采用下山开采，又可采用上下山混合式开采。所划定阶段的参数如表 1-2 所示表 1-2 阶段主要参数服务年限划分阶段数目/个阶段斜长/m水平垂高/m水平实际出煤量/Mt水平采区区段数目/个区段斜长/m区段采出煤量/Mt备注39008007352332071905607.724984.644579.6431.1627.7025.4522.43+111.08+110.18+1 5551801601475224.315199.395183.19笫一阶段参数第二阶段参数第三阶段参数48006005205202071551351354984.643738.483240.023240.0227.7020.7718.0018.0011.08+18.31+17.2+17.2+144442001501301305249.235186.925162.005162.00笫一阶段参数第二阶段参数第三阶段参数第四阶段参数说明水平采出煤量计算中把储量备用系数 1.4 所指的备用储量，一半划为地质损失，另一半划为增产储量；该增产储量合并计入实际采出煤量中。采区服务年限按设计平均服务年限加上一年产量递增、减期计算。考虑到煤层间距较小，宜采用集中大巷布置。为减少煤柱损失和大巷维护条件，大巷设于 K2 煤层底板下垂距 30m 的厚层砂岩层内。上阶段运输大巷留做下阶段回风大巷使用。采区采用集中岩石上山联合布置准备，除中央采区上山位于距 K2 煤层底板 30m 以上的砂岩中并在采后加以维护留做下阶段回风大巷及安全出口外，其它采区上山位于距 K2 煤层底板约20m 的砂岩中并在采区回采后加以报废。中国矿业大学（北京）课程设计说明书5根据前述各项决定，本井田在技术上可行的开拓方案的两种，如图 1-2所示。方案 1 与方案 2 的区别仅在阶段数目的不同。方案 1 三阶段，一阶段上山开采，二阶段上山开采，三阶段上山开采；方案 2 四阶段，一阶段上山开采，二阶段下山开采，三阶段上山开采，四阶段下山开采。两方案均属技术上可行，水平服务年限等也均符合要求(大型矿井第一水平服务年限应大于 30a)。因此，两方案需要通过经济比较，才能确定其优劣。（1）（2）图 1-2 技术上可行的开拓方案(l)方案 1（立井三阶段三水平） (2)方案 2（立井四阶段两水平 )三、经济比较第 1、第 2 方案有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费和经济比较结果，分别计算汇总于表 1-3表 1-7在上述经济比较中需要说明以下几点：(1)两方案的各采区均布置有两条采区上山，且这些上山的开掘单价近似相同。考虑到全井田中采区上山的总开掘长度相同，即两方案的采区上山总开掘费近似相同，故未对比计算。另外，采区上部、中部、下部车场数目两方案虽略有差别，但基建费的差别很小，故也未予计算。(2)立井、大巷、石门及采区上山的辅助运输费用均按占运输费用的20%进行估算。中国矿业大学（北京）课程设计说明书6(3)井筒、井底车场、主石门、阶段大巷及匣风大巷均布置于坚硬的岩层中，它们的维护费用低于 5 元a*m，故比较中未对比 护费用的差别。(4)下山井巷直接费用、辅助费用及运输费用按上山的 1.2 倍计算。(5)采区上、中、下部车场的维护费用均按占采区上山维护费用的 20%估算。采区上山的维护单价按受采动影响与未受采动影响的平均维护价格估算。表 1-3 建井工程量项目 方案 l 方案 2中国矿业大学（北京）课程设计说明书7初期 主井井筒/m副井井简/m井底车场/m主石门/m运输大巷/m313+20313+510001201700+200287+20287+510005001700+200后期 主井井筒/m副井井筒/m井底车场/m主石门/m运输大巷/m39739721000593+11385100+2700042342310006325100+27000表 1-4 基建费用表方案 l 方案 2 方案项目工程量 /m单价元.m-1费用万元工程量/m单价元m-.l费用万元主井井简副井井简井底车场主石门运输大巷3333181000120190088308830193619361668294.04280.79193.623.23316.923072921000500190088307796167416741582271.08227.64167.483.70300.58初期小计 1111.28 1050.4主井井简副井井简井底车场主石门运输大巷397397200017311910093869386236623661882372.62372.62473.2409.793594.6242342310006321910093869386236623661882397.03397.03236.6149.533594.62后期小计 5222.85 4738.81共计 6334.13 5789.21中国矿业大学（北京）课程设计说明书8表 1-5 生产经营工作量项目 方案 l 项目 方案 2运输提升万 tkm工程量 运输提升万 tkm工程量采区上山运输一水平一区段二区段三区段四区段二水平一区段二区段三区段四区段三水平一区段二区段三区段四区段1.21121.5540.180=969.021.21121.5530.180=726.761.21121.5520.180=484.511.21121.5510.180=242.251.2996.6540.160=765.661.2996.6530.160=574.241.2996.6520.160=382.831.2996.6510.160=194.411.2915.9540.147=646.291.2915.9530.147=484.721.2915.9520.147=323.151.2915.9510.147=161.57采区上山运输一水平一区段二区段三区段二水平一区段二区段三区段采区下山运输一水平一区段二区段三区段二水平一区段二区段三区段1.21246.1530. 175=785.071.21246.1520. 175=523.381.21246.1510. 175=261.691.281030. 130=379.081.281020. 130=252.721.281010. 130=126.361.2934.630. 175=588.801.2934.620. 175=392.531.2934.610. 175=196.271.281030. 130=379.081.281020. 130=252.721.281010. 130=126.36中国矿业大学（北京）课程设计说明书9大巷及石门运输一水平二水平三水平立井提升一水平二水平三水平1.25607.722.67=17967.131.24984.643.14=18782.121.24579.643.67=20168.731.25607.720.313=2106.261.24984.640.520=3110.421.24579.640.710=3901.85大巷及石门运输一水平二水平立井提升一水平二水平1.28723.123.05=31926.621.26480.043.18=24727.831.28723.120.287=3004.241.26480.040.577=4486.78采区上下山维护/（万 m*a）1.25290023.4310-4=25.301.25280012.0810-4=11.601.25273511.1810-4=9.86采区上下山维 护（万 ma）1.25280012.0810-4=11.601.2526009.3110-4=6.701.2525208.210-4=5.121.2525208.210-4=5.12排水/万 m3一水平二水平三水平1502436531.1610-4=4094.421502436527.7010-4=3639.781502436525.4510-4=3344.13排水/万 m3一水平二水平1502436548.4710-4=6368.96150243653610-4=4730.4中国矿业大学（北京）课程设计说明书10表 1-6 生产经营费方案 l 方案 2 项 目 工程量/万 tkm单价/元*（tkm）-1费用/万元工程量/万 tkm单价/元（tkm）-1费用/万元运输提升采区上山 一区段（总和） 2380.97 0.688 1638.11 1164.15 0.688 800.94二区段（总和） 1785.72 0.688 1228.58 776.1 0.688 533.96三区段（总和） 1190.49 0.688 819.06 388.05 0.688 266.98四区段（总和） 598.23 0.688 411.58运输提升采区下山一区段（总和） 967.88 0.826 799.47二区段（总和） 645.25 0.826 532.98三区段（总和） 322.63 0.826 266.49小 计 4097.33 3200.82大巷及石门一水平 17967.13 0.42 7546.19 31926.62 0.42 13409.18二水平 18782.12 0.42 7888.49 24727.83 0.42 10385.69三水平 20168.73 0.42 8470.87小 计 23905.55 23794.87立井提升一水平 2106.26 0.72 1516.51 3004.24 0.72 2163.05二水平 3110.42 1.32 4105.75 4486.78 1.32 5922.55三水平 3901.85 1.32 5150.44小 计 10772.7 8085.6运提费合计 38775.58 35081.29维护费 万 m.a 元(a.m)-1 万 m*a 元(a.m)-1采区上山及下山 46.76 40 1870.4 28.54 40 1141.6立井筒一水平 2.03 40 81.2 2.90 40 116二水平 3.23 40 129.2 5.95 40 238三水平 4.09 40 163.6井底车场一水平 3.12 50 156 4.85 50 242.5二水平 2.77 50 138.5 3.6 50 180三水平 1.02 50 51主石门中国矿业大学（北京）课程设计说明书11一水平 0.37 50 18.5 2.42 50 121二水平 1.64 50 82 2.28 50 114三水平 2.90 50 146小 计 2836.4 2153.1排水费一水平 4094.42 0.646 2645.00 6368.96 0.646 4114.35二水平 3639.78 1.34 4877.31 4730.4 1.34 6338.74三水平 3344.13 1.48 4949.31小 计 12471.6 10453.09合 计 54083.6 47687.48表 1-7 费用汇总表方案 1 方案 2费用万元 百分率 费用万元 百分率初期建井费 1111.28 105.80 1050.4 100基建工程费 6334.13 109.41 5789.21 100生产经营费 54083.6 113.41 47687.48 100总费用 60417.73 112.98 53476.69 100四、综合比较从前述技术经济比较结果来看：方案 1 的生产费用高于方案 2，其基建投资费用也高于方案 2。由于基建费的计算误差一般比生产经营费的计算误差小得多，所以可以认为方案 2 相对较优。从建井期来看，方案 1 初期需多掘主、副井筒各 23m，运煤及轨道上山各 100m,但是可以少掘380m 的主石门。因此，方案 l 的建井期仍大致与方案 2 相同。从开采水平接替来看，方案 1 需延深两次立井，方案 2 仅需延深一次立井，对生产的影响略有不同。 综上所述，可认为：方案 1 和方案 2 在技术方面都可行，但方案 2 总费用和基建投资比方案 1 少，开拓延深对生产的影响期略少一些。所以决定采用方案 2，即矿井分为两个水平：第一水平位于 -237m，第二水平位于-527rn。两水平均采上下山阶段；阶段内沿走向划分为 5 个采区，每个采区长 1700m。 第四节 各水平运输大卷及回风大巷布置对于煤层群的开采，将各水平运输大巷布置在煤层内，且与水平同一标高。回风大巷布置在煤层顶部，标高为+30rn，即布置在风化带内。中国矿业大学（北京）课程设计说明书12图 1-3 集中运输大巷和主要石门布置l-主井； 2-副井：3- 井底车场：4 一主要石门； 5 一集中运输大巷6-采区石门；7-集中回风大巷；8-回风井第五节 阶段内的采区划分阶段内采用采区式进行准备，每个阶段沿走向划分为 5 个走向长1700m 的采区。在井田每翼布置一个生产采区，采用采区后退式开采顺序。先开采上煤层，后开采下煤层。第六节井底车场形式采用立井卧式环行井底车场。特点：主副井存车线与主要运输巷道平行。主井、副井距主要运输大巷较近，利用主要运输巷作为绕道回车线及调车线，从而可节约车场的开拓工程量。这种车场调车比较方便，通过能力大。中国矿业大学（北京）课程设计说明书13图 1-4 立井卧式环形井底车场l 一主井：2- 副井； 3 一主井重车线； 4 一主井空车线；5 一主要运输巷道第七节 绘制开拓平面图及开拓剖面图本章绘制的开拓平面图及开拓剖面图见附图。开拓平面图按 1：20000 绘制，只画出井筒井底车场，主石门，运输大巷，及采区上山的一部分。开拓剖面图按 1：10000 绘制。中国矿业大学（北京）课程设计说明书14第二章 采区巷道布置第一节 回采工作面长度及采区斜长的区段数目根据第一章开拓方案比较选四阶段两水平，由于综采工作面长度在150m250m 范围之内。工作面长度=区段斜长-区段上下平巷宽度-保护煤柱宽度。区段平巷宽度 4.0m4.5m，区段煤柱宽度 8m15m。区段斜长为200m。采区巷道宽度取 4.5m，区段煤柱预设 10.5m。则工作面长度为185m。每个阶段各有区段（工作面）4 个。因此，采区斜长上的区段（工作面）数目为 16 个。 第二节 采区巷道布置及生产系统采区巷道系统：方案(l)机轨分煤岩巷布置；方案(2)机轨合一巷布置；方案(3) 机轨双岩巷布置。方案(l) 机轨分煤岩巷布置（石门联系方式）中国矿业大学（北京）课程设计说明书15方案(2) 机轨合一巷布置方案(3) 机轨双岩巷布置（移岩巷相同标高布筒）图 2-1 采区巷道布置方案图1-运输上山；2-轨道上山；3-运输集中平巷；4- 轨道集中平巷： 5-层间运输联络石门：6-层间轨道联络石门；7-上区段分层超前运输平巷； 8-下区段分层超前回风平巷；9-层间溜煤眼；IO- 区段轨道石门； 11-区段溜煤跟；12-中部甩车场(方案（3）中 4-联络巷，10-中部车场)方案(1)将运输集中平巷布置在煤层底板岩层内，轨道集中平行布置在煤层内，如图 2-1(a)所示。这种方式比双岩巷布置少掘一条岩石平巷，掘进速度快，可缩短区段准备时间。轨道集中平巷沿煤层超前掘进，可以探明煤层的变化情况，为掘进岩石集中平巷时取直定向创造了条件，在下区段投产时，可以利用轨道集中平巷回风，便于上下区段同时会采。设置轨道集中平巷后，各煤层区段平巷超前掘进以及回采时期运送材料设备都比较方便。缺点是：轨道集中平巷布置在煤层中易受采动影响，维护比较困难。区段轨道集中平巷与各煤层超前回风平巷以石门联系，区段运输集中巷通过溜煤眼和石门与各煤层超前运输巷联系。这种联系方式施工方便，利用区段石门布置采区中部车场，辅助运输环节少，人员行走方便。方案(2)将胶带运输和轨道运输集中在一条断面较大的岩石巷道内，如图 2-1(b)所示。机轨合一巷布置减少了一条巷道和一部分联络巷道，掘进和维护工程量较少；巷道选在适宜的位置，可以免受采动影响，节省维护中国矿业大学（北京）课程设计说明书16费用；设备集中布置在一条巷道内，可以充分利用巷道断画，胶带输送机的安装和拆卸可以利用同一巷道中的轨道运输，比较方便。但这种布置的跨度和断面大，施工相对比较困难，进度较慢；上下同采时，通风较难解决。方案(3)将运输集中平巷和轨道集中平巷均布置在煤层底板岩层中，如图 2-1 (c)所示。双岩巷布置的突出优点是巷道压力小，可以大量减少维护费用，或者不用维护，使之长期处于良好状况。运输集中平巷、轨道集中巷与各煤层超前平巷之间的联系比较方便。有利于上下区段同时会采和提高采区生产能力。但其巷道掘进工程量大，掘进费用高，采区准备时间较长。综合上述两种方案，可以认为方案(3)在经济、技术上稍优于方案(l)、(2)，所以选用方案(3)。设计采区年产量为 150 万吨/a，工作面倾向长为 180m。工作面选用综和机械化采煤工艺，采用双滚筒采煤机、可弯曲刮板输送机和自移式液压支架。具体选型见第三章。上下区段同采时的通风系统：图 2-2 上下区段同采时的通风系统4-运输上山；5-轨道上山；7-甩车场；8- 区段回风石门； 9-区段轨道集中平巷10-区段运输集中平巷；11-联络斜巷；12-溜煤限中国矿业大学（北京）课程设计说明书17上下区段过渡时期同采时的通风线路如下：图 2-3 上下区段过渡时期同采时的通风系统1- 运输大巷；2-回风大巷；4-运输下山；5-轨道上山；6-中部车场；10- 区段轨道石门；12-m1 区段回风平巷；13-m2 区段岩石集中运输平巷；16-联络斜巷；17-联络小石门；18-区段回风石门新鲜风流由大巷 1 至采区轨道上山 5，区段轨道石门 10 至上层煤下区段轨道平巷 12，由联络巷至区段运输平巷 11，冲洗工作面后由区段回风平巷 12，采区回风石门 8 至同风大巷 2 排出。下区段生产时，区段轨道石门 10、上区段岩石集中运输平巷 13 做为回风用，因此要求轨道石门 10 也要与运输上山 4 相贯通。上区段生产时，在轨道石门 10 与运输上山 4 的连接处设风门；下区段生产时增加一小段回风石门 18，实现上下区段过渡时期同采。上下区段同采时，上区段已采到 m2 下分层，通风系统同前，在轨道石门 10 中间设风门，使新风由中部车场 6 进入岩石运输集中平巷 13;下区段开采 m1，工作面污风由回风巷 12 排出，经轨道石门 10，进入区段回风石门 18，排至回风上山 4。回风石门 18 与集中巷 13 的连接处需设风桥，或两巷不在同一平面，差顶而过。采区上部车场选用甩车场。具有通过能力大，调车方便，劳动量小等优点。采区下部车场选用大巷装车式采区下部车场（通过式）。这种方式不但考虑本采区的装车，而且考虑大巷车辆通过装车站进入邻近采区。中国矿业大学（北京）课程设计说明书18第三节 采区中部甩车场线路图 2-4 甩入石门的中部车场1-运输上山；2-轨道上山；3-区段运输平巷；4- 区段轨道平巷； 5-联络眼；6-甩车道；7-区段溜煤眼；8-区段运输石门：9- 区段轨道石门；10- 采区变电所；11-区段运输集中平巷；12-联络石门；13-人行道甩车线路：由轨道上山 2 提升上来的矿车，通过甩车道 6 甩入中部轨道石门 9 中，再进到区段轨道平巷。而各区段运输平巷 3 的煤，经运煤石门或溜煤眼 8 和区段溜煤眼 7 溜入运输上山 1 中。（双道起坡甩车场）1)道岔选型：一号道岔（甩车道岔）； ：二号道岔（分车道岔）均为右开道岔。DK615-4-12，轨距 600mm，轨型 15，辙叉号 4，道岔曲线半径 12m。：三号道岔（并线道岔），为左开道岔。DK615-4-12，轨距中国矿业大学（北京）课程设计说明书19600mm，轨型 15，辙叉号 4，道岔曲线半径 12m。根据设计手册，得a=3400mm，b=3500mm，L=6840mm，=1415。允许行使速度v（1.53.5m/s）2）分车道岔处平行连接：随着车场中人行道位置不同，俩轨道间线路中心距 S 按设计手册得：为设中间人行道 1700-1900mm,取 S=1900mm。此时：c=2719mm，n=6219mm， L=12321mm，R=12000mm，a=3340mm，b=3500mm， KP=2985mm。图 2-5 分车道岔3)竖曲线选择：中国矿业大学（北京）课程设计说明书20:轨道上山倾角(15)，：道岔角( 1415)，：一次伪倾角，”：二次伪倾角图 2-6 平面、层面、真倾角、伪倾角计算图=sin-l(sincos)=14.53； K=R=3043mm。设计给定矿车为 1 吨，竖曲线 R 可取值为 12m。竖曲线与平曲线之间用 2000mm 的直线段连接。4)储车线：根据要求，一次提一吨矿车 3 个。车长 L=2000mrn，轴距SB=550mm，储车线长度 3*2000mm，可取 8000mm。（见大图-中部甩车场平剖面图）图 2-7 中部甩车场平面及剖面图第四节 回采该工作面数目及工作面接替安排采用双翼采区，两个工作面布置，下行开采，先采 K1 煤层，后采 K2煤层。中国矿业大学（北京）课程设计说明书21第三章回采工艺及循环图表第一节回采工艺方式根据 K1 煤层条件，进行设备选型。表 3-1 设备配套表配套编号 配套设备 制造厂家ZZ4000/17/35 液压支架 苏南厂，内蒙古二厂，北京厂，平顶山厂2MG 2*300 采煤机 鸡西厂ZC76-ZZ35SGZ-730/320 刮板输送机 西北厂表 3-2 支架主要技术特征一览表标准型号 ZZ4000/17/3 5原型号 BC400/17/35型 式 支撑掩护式高 度(m) 1.73.5宽 度(m) 1.421.59中心距(m) 1.5初撑力(kN) 3140工作阻力(kN) 4000支护强度(MPa) 0.73对底板比压(MPa) 1.86适应煤层倾角(o) 16供液泵压(MPa) 24.5运输尺寸（长 X 宽 X 高）(m) 5.58*1.42* 1.7重 量(t) 10.88采煤、装煤落煤方式：由于煤层赋存稳定，倾角较缓，工作面采用端部进刀，往返一次割两刀。运煤：工作面输送机采用 SGZ-730/320 刮板输送机。由于 K1 煤层顶板较软，采用及时支护，单架依次顺序移架。中国矿业大学（北京）课程设计说明书22处理采空区：采用全部跨落法，厚煤层开采时采用倾斜分层下行跨落法。截深：根据所选采煤机型号确定截深为 600mm。进刀方式：工作面端部割三角煤斜切进刀，如图 3-1 所示：（a）（b）（c）(d)中国矿业大学（北京）课程设计说明书23图 3-1 工作面端部割三角煤斜切进刀起始（b）斜切并移直输送机（c）割三角煤（d）开始正常割煤综采面双滚筒采煤机；2-刮板输送机端头布置：由于煤层倾角较小，可采用工作面液压支架支护端头。如图 3-2 所示。图 3-2 (1)综采面中间支架支护端头1- 端头处支架；2-中间支架；