采矿学课程设计说明书

1、采矿学课程设计绪论1.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。2.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

2、。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 12（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 163.课程设计内容1、采区或带区巷道布置设计；2、采区中部甩车场线路设计或带区下部平车场（绕道线路和装车站线路）线路设计；4.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

3、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。（我本次设计内容为采区设计，综合机械化采煤，煤层倾角为 16）5、设计说明书内容附表 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-3.50k1 煤层，=1.30t/m34.20灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬-7.80灰色砂质泥岩-0.20.5k2 煤层-4.60薄层泥质细砂岩，稳定-3.20灰色细砂岩，中硬、稳

4、定2.50k3 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zg=h*l*(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- k3 煤层煤的厚度，为 2.5 米；zg=1100*3600*（3.5+2.5）*1.3=30

5、88.8(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；c- 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

6、.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 ；p1 - 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*11 00/3600*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-

7、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*0.04/36 00*1100*2.5*1.3=96% 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。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

8、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。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)=53、 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

9、。故： qr = a/t*1.1 =120/300*1.1 =3636.36 t4、 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，左边开采，右边准备，最终达到高产高效。顺序表如下图所示：k1 煤层k3 煤层k101k102k301k302k103k104k303k304k105k106k305k306k107k108k307k308k109k110k309k310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：k101k102k1

10、03k104k105k106k107 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 确定采区内准备巷道布置及生产系统1、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项案

11、方案一方案二目掘 进 费用（元/米）岩层上山01080*15782*1284=277344煤层上山01080*1284=138672020/sin1620/sin16区段石门 *1152*10+10/sin16 *1152*10=835880.90*1152*10=898571.96维 护 费 用（元/米） 岩石上山02*40*1080*14.25=1231532.31煤层上山2*90*1080*14.25=272*90*1080*14.25=138547370947.69.8520/sin1620/sin16区段石门*80*10*14.25=82739*80*10*

12、14.25+10/sin167.06*80*10*14.25=1241095.59总费用（元）7207665.657847633.71由于其它各项费用基本相同，所以不进行比较。有：（7847633.71/7207665.65）*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 2

13、0 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：乏风方向：新风方向： -运输大巷,2-回风大巷,3-采区轨道上,4

14、山-采区运输上,5山-采 区下部车,6场-区段进风石,7门-区段运输石,8门-上部车场,9-联络 巷,10-区段运输平,11巷-区段回风平,12巷-采煤工作,13面-掘进工作面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。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

15、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，两组道岔均选 dk615412（左）道岔。道岔参数a 1 =a2 =1415；a1 = a2 = 3340；b1 = b2 = 3500 。斜面线路一次回转角 a 1 =1415；斜面线路二次回转角=a 1 +a2 =2830。一次回转角a1的水平投影a1 为：-1 tga1o= tg= tg-1 tg14 15o a1o=14 4758cosbcos22式中为轨道上山的倾角=16。二次回转角的水平投影角为：d= tg-1 tg(a1 +a2 )= tg-1 tg28o30o 33cosbcos16o= 29

16、27一次伪倾斜角 b 为：b = sin-1(cosa1 sin b) = sin-1(cos14o15 sin16o)=152942二次伪倾斜角 b 为：b =sin-1cos(a1 +a2 )sinb=sin-1cos28o30 sin16o=141162、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 s1 =1900mm。为简化计算，斜面联接点线路中心距区与 s1 相同值。斜面联接点曲线半径取 r=9000mm，这样：b= s1 ctga =1900o= 7481ctg14 15= rtg aot= 9000tg 14 15=1125122l = b +t1= 7481+11

17、25 = 8606m =s1=1900= 7719sina2osin14 15aok1= r2= 900014 15= 223857.357.3（二）、竖曲线相对位置1、竖曲线各参数取高道平均坡度ig =11000 ,gg = tg-1ig = 3749取低道平均坡度ig = 9000 ,gd = tg-1id = 3056取低道竖曲线半径 rd = 9000暂定高道竖曲线半径 rg = 20000高道竖曲线各参数：bg = b-gg =15o2942-3749=14o5153hg = rg (cosgg -cosb) = 20000(cos3749-cos15o2942) = 726 lg

18、= rg (sin b-singg ) = 20000(sin15o2942-sin3749) = 5123t= rgtgbg= 20000tg 14o5153 = 2609g22b0ok= rg= 2000014 5153= 5188gg57.3o57.3低道竖曲线各参数bd = b-gd =15o2942+3056=16o038hd = rd (cosgd -cosb) = 9000(cos3056-cos15o2942) = 327ld = rd (sin b-singd ) = 9000(sin15o2942-sin3056) = 2485botd= rdtgd= 9000tg 16

19、00 38 =126622b0ok= rg= 900016 00 38= 2515dd57.3o57.32、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 332 =18m 。起坡点间距暂定为零，则h =1800011000 +180009000 = 3603、竖曲线的相对位置两竖曲线上端点的斜面距离 l1 为：l = (t1 - lk + a2 )sin b+msin b+hg - hd + hsin b= t1 -(lk - a2 )sin b+msin b+hg - hd + hsin b= (t1 - l)sin b+m

20、sin b+hg - hd + hsin b= (1125-8606)sin21o1722+7719sin19o1315+1364 -614 +360sin21o1722= 2359两竖曲线下端点（起坡点）的水平距离 l2 为：l2 = l1 cosb +ld -lg = 2574cos21o1722+3349 -7042 = -365由计算结果看出， l2 1000，间距较大，故 rg 区值为 20000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g h dxxcl2lhg设低道的高差为 x，则tggd = xl- d

21、x = 0.009hgtggg = h - x = 0.lag式中dx = l2 id = 3650.009 = 3.285将值代入上述两式，并求解则得x -3.681=360 - x0.0090.011x =164lhg=h - x=360 -164 =178.180.0110.0111、 平面曲线各参数取平曲线外半径 r外 = 9000，则平曲线内半径r内 = 9000 -1900 = 7100平曲线转角a=14o4758a1ok= r= 710014 4758 = 710014.799o=183411 57.3o57.3oa1ok= r= 900014 4758 = 900014.799

22、o = 2324122 57.3o57.3odkf = k2-k1= 2324-1834 = 490t= rtg a1= 7100tg14o4758= 9221122tg a1ot= r2= 9000tg 14 4758 =11692222、存车线长度高道存车线长度为17818 ，低道存车线长度lad = 17818 + 365 = 18183（自动滚行段）。由于存车线处于曲线段， 高 道 存 车 线 处 于 外 曲 线 ， 外 曲 线 和 内 曲 线 的 弧 长 之 差dk f = k 2 - k1 = 2324 -1834 = 490 ， 则 低 道 存 车 线 总 长 度 为17818+

23、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 dd = lhd - c1 - k1式中 lhd 低道存车线总长度，lhd = 18183 mmc1 平竖曲线间插入段，c1 取 2000md = lhd - c1 - k1 = 181830 - 200 -1834 = 14349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。4、存车线单开道岔平行线路联接点长度 lk选取存车道岔为 dk615-4-12，则：lk = a3 + b + t1 = 3340 + 7481 + 1

24、125 = 11946（四）、甩车场线路总平面轮廓尺寸及坡度1、总平面轮廓尺寸 m2、h2m2= a1 cos b + (b1 + l + a2 + l1 + td ) cos b cos a +(td+ c1+ t1 ) cos a 1 +t1 + d + lk= 3340cos16o +(3500+8606+3340+2359+1266)cos15o2942 cos14o4758+(1266+2000+922)cos14o4758+922+14329+11946 = 52245h2 = (b1 + l + a2 + l1 +td )cosbsina+(td +c1 +t1)sina1+s1

25、= (3500+3340+8606+ 2359+1266)cos15o2942sin14o4758+ (1266+ 2000+922)sin14o4758+1900 = 76642、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2 =1+ hd = 3275 = 2+ (l + l1)sin b= 327 + (8606 + 2359)sin15o2942= 3020甩车线 3=1+h=3604 = 3+ hg = 360 + 726 =10865 = 4+ msin b+t1 sin b = 1086 + 7719sin14o116+1125sin15o2942 = 3256

26、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。6 = 5+ (b1 + a2 )sin b= 3256 + (3500 +3440)基本轨起点sin15o2942= 51107= 6+a1 sinb = 5110+3340sin16o= 6031存车线8=1+ lhd id=181830.009 =164或8= 3- lhg ig= 360-178180.011=1649 = 8 =164（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。dk道岔平行线路联接dk道岔平行线路联接第二章 采煤工艺设计第一节 采煤工艺方式的确定

27、（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。(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：v = qrl m g c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；g -煤的容重，1.3 千克/每立方米；c-工作面的采出率，为 0.95；则：v = 3636.36 = 4.2m199*3.5*1.3*0.95

28、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，采煤机割煤后组内按顺序前移，组间平行作业

29、。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。m = l e 式中：m -工作面支架数目，取整数；l-工作面长度，为

30、191 米；e-架中心间距， zzs600017/37 支撑掩护式支架 e=1.5m;m =191=127.3 取=128e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

31、)，m支架的支护强度应不小于：p=(68)*9.8*s*m*cos s：支架支护的顶板面积，m2; ：顶板岩石密度，t/m3；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，确定工作面合理长度时考虑以下方面：1、煤层地质条件该带区内的k1煤层属简单结构煤层，硬度系数f=2，煤层内瓦斯涌出量较低，自然 发火倾向较弱，涌水量也较小，因此布置232m的工作面是合适的。2、工作面生产能力工作面的设计生产能力为180万吨/年。正规循环每天进6刀，采煤机截深为470mm，所以k1煤层的工作面实际年生产能力为：0:470 6:9 232 1:3

32、 0:93 6 330 = 180:11万吨；满足设计生产能力的要求，一个工作面生产就能满足设计生产能力的要求，同时考虑到其他各个方面对生产的影响，确定的工作面长度也教合理。3、运输设备及管理水平带区生产选用的设备均为国内先进的生产设备，工作面选用的？刮板输送机利用国 内先进的技术，能够与时具进的跟上技术的发展。 同时当前采矿界管理人员知识化、专业化、年轻化，所以工作面长度为232m在管理上 是没有问题的。4、顶板管理及通风能力该带区的顶板较稳定，工作面长度在一定范围内可以变动，综放工作面的长度一般 不超过270m。并且由于技术和管理的提高，综放工作面长度有不断增加的趋势，所选 工作面长度为2

33、32m较合适。另外，工作面的瓦斯涌出量较低，通风问题能够解决。5、巷道布置由于带区走向长度为3000m，除去煤柱宽及巷道宽2 30 + 12 2 5 + 5 2 5 =230m，剩余2770m，把每个工作面长度定为232m，2770 232 = 11:94，正好可以布 置12个采煤工作面。6、经济合理的工作面长度（产量、效率和工作面推进度关系）工作面的合理长度与地质因素和技术因素的关系十分密切，直接影响工作面的生产 效率，现在煤矿都向一矿一井一面的高产高效集中化方向发展，一个工作面就可满足 采区，甚至是一个矿井的设计生产能力需要。合理的工作面长度不仅生产成本低，而且 易管理，可以加快工作面的推

34、进速度，减少巷道的维护时间，降低回采成本，以达到最 优的技术经济效益。第三节 采煤工作面循环作业图表的编制1、工作面布置图（1:50）、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夜合计班班1班长22262采煤机司机33283输送机司机11134转载机司机11135皮带机司机11136移架工33177推溜工22268超前维护工663159跟班电工221510运料工4411安全质量员111312跟班机修工225913送饭工1113合计25252575 工作面主要经济技术指标：序号项目单位数量1煤层厚度m2.52煤层

35、倾角163平均采高m2.54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m0.812日产量t3636.3613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 t2017乳化液消耗kg/万 t18018油脂消耗kg/万 t7019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150

36、0mm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1500630222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516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设 计 小 结采矿学课程设计在陆菜平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陆老师!通过此次课程设计，使我更加扎实的掌握了有关采矿学方面的知识，在设计过程中虽然遇到了一些问题，但经过一次又一次的思考，一遍又一遍的检查终于找出了原因所在，也暴露出了前期我在这方面的知识欠缺和经验不足。实践出真知，通过亲自动手制作，使我们掌握的知识不再是纸上谈兵。过而能改，善莫大焉。在课程设计过程中，我们不断发现错误，不断改正，不断领悟，不断获取。最终的cad画图环节，本身就是在践行