采矿学课程设计正文

1、采矿学课程设计说明书设计人：班级：序号：指导教师：安都勤目录设计条件3第一章采区巷道布置4-第一节采区储量与服务年限4第二节采区内的再划分7第三节确定采区内准备巷道布置及生产系统8第四节采区中部甩车场线路设计14第二章采煤工艺设计20-第一节采煤工艺方式的确定20第二节工作面合理长度的验算23第三节采煤工作面循环作业图表的编制24采矿学课程设计小结25参考文献26,设计题目的一般条件某矿第一开采水平上山阶段某采区自下而上开采K1、K2和K3煤层，煤层厚度、层间距及顶、底版岩性见综合柱状图。该采区走向长度3600m，倾斜长度1100m,采区内各煤层埋藏稳定，地质构造简单，无断层，K1和K2煤层属

2、简单结构煤层，硬度系数f=2,各煤层瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小，设计矿井的地面标高为+30m,煤层露头为-30m。第一开采水平为该采区服务的一条运输大巷布置在k3煤层底版下方25m处的稳定岩层中，为满足该采区生产系统所需的其余开拓巷道可根据采煤不同由设计者自行决设计题目的煤层倾角条件煤层平均倾角为16度。第一章采区巷道布置第一节采区储量与服务年限一、采区生产能力：采区生产能力是采区准备方式中重要参数，它不仅对准备巷道布置有较大影响，而且是采煤方法和生产系统等经济技术合理性的集中反应，确定采区生产能力的依据：（ 1）采区生产能力与煤层赋存条件及地质条件相适应。（ 2）采区生产

3、能力与采区内的合理的同采数目相适应。（ 3）采取生产能力与采区储量相适应，以保证采区平衡生产的稳产期。综上所述，采区生产能力定为120万吨/年。二、采区的工业储量、设计可采储量1、设计可采储量、计算工业储量2Zg=SLEmi门（式1-1）I=1式中Zg工业储量S采区走向长度L采区斜长mi第i层煤的厚度ri第i层煤的容重2Zg=SL12mmI=1=3600X1100x（3.5+2.5）X1.3=3088.8（万吨）可采储量：Zu=（Zg-P）C（式1-2）式中Zu采区可采储量Zg工业储量C采区P煤柱损失由P1P2P3P4P5构成：P1采区上部留30米防水煤柱；P2采区下部留30米大巷护巷煤柱；P

4、3采区左、右边界煤柱各留15米；P4采区上方保护煤柱，两条上山间距10米，两边各留30米，共计30+30+10=70米；P5区段煤柱损失，区段间留10米煤柱。数值为（no-1）X10米Zu=(Zg-P)C=（Zgi-Pi）Ci=3600x1100x3.5x1.3-（2X30+3X10）X3600X3.5X1.3-15+70）1000*3.5*1.3X0.75+3600X1100X2.5X1.3-（2x30+3x10）x3600x2.5x1.3-（2.15+70）x1100x2.5x1.3X0.80=2120.0075（万吨）三、计算采区的服务年限采区的准备时间较长，投资巨大。服务年限短，将造成

5、矿井生产接替困难，采区应保证一定服务年限，以保证矿井能够均衡稳产高产。T=ZK/（AK）（式1-3）ZK采区可采储量；A采区生产能力；K储量备用系数，取1.3-1.5。此次设计中因地质条件较简单，故取K=1.3T=Zk/AK=2120.0075/（120X1.3）=13.59年四、验算采区采出率国家对采出率规定了控制指标，厚煤层不低于75%，中厚煤层不低于80%。采区采出率二采区实际采出量/采区工业储量x100%验算：mi煤层采出率=Smi区xLmi区XmiXrX0.93x8/SLm1X100%=1750X240X3.5X1.3X0.93X8/(3600X1100X3.5X1.3)X100%=

6、78.9%78.9%>75%,符合规定。m3煤层采出率=Sm3区XLm3区Xm3XrX0.93x8/SLm3rx100%=1750X240X2.5X1.3X0.95X8/(3600X1100X2.5X1.3)X100%=80.6%80.6%>80%，符合规定。第二节采区的再划分一、确定采区的区段数合理的工作面长度能为工作面高产高效创造条件，在一定范围内增加工作面长度能获得较高产量并提高效率，降低成本，同时加大工作面长度，可以相对减少区段数目，减少巷道掘进量，本设计采用综采工艺，其工作面长度一般为180-250米，因此决定采用4个区段。(I-P1-P2)/4=(1100-30-30)

7、/4=260米设计中上下区段煤柱宽10米，区段平巷宽取5米，所以工作面长度为260-(10+2X5)=240米区段平巷采取双巷掘进方式，因为区段走向长度较长，故采用双巷掘进，这样安全系数高一些，有利于通风、行人、运输等。设计采区为双翼采区，区段走向长度为3600-(2X30+10+15X2)/2=1750米其中3600为区段走向长度，30为运输、轨道上山的保护煤柱，15为采区左右边界煤柱。二、确定采区内同采工作面的个数及接替顺序现代化矿井生产提倡高产高效，一矿一面，减少工作人员，提高人均产煤量，故本设计采用单面达产，满足矿井的生产需求，采区内各工作面布置如下：Ki煤层K3煤层111011110

8、2111031110411105111061110711108工作面接替顺序1130111302113031130411305113061130711308Ki煤层11101-11102-11103-11104-11105-11106-1110711108K煤层11301-11302-11303-11304-11305-11306-11307-11308对于K3煤层，煤厚2.5米，可适当增加进刀数以达产。第三节确定采区内准备巷道布置及生产系统一、完善采区所需的开拓巷道：在采区上部煤层底版25米处布置回风大巷，通过回风石门与工作面相连，在采区下部煤层底版25米处布置运输大巷。二、确定采区巷道布置

9、系统，就上山数目、位置提出两个布置方案进行比较：方案一：两条上山，一煤一岩，联合上山布置，运输上山布置于K3煤层内，轨道上山布置于煤层底板下10米处。方案二：两条上山，双岩上山联合布置，运输轨道上山都布置在K3底板下10米处。表一巷道掘进费单位：万元方案项目方案一方案二岩石上山1070X1X1578=168.841070X2X1578=337.69煤层上山1070X1X1284=137.39回风石门48.8Xl152/sin16=20.4(21.3+2.5+25)X1152/sin16=20.4区段平巷831X1750X(16+16)=4653.6831X1750X2X2X4X2=4653.6

10、区段石门1152X21.3X8/sin16=71.221152X77.28X8=71.22总费用5051.455082.91表二碉室掘进费单位：万元方案项目方案一方案二变电所(2.25X4.5+2.5+3.14/4X4.5A2)X10X114=5.367(2.25X4.5+2.5+3.14/4><4.5A2)X10X114=5.367采区煤仓3.14/4X8X8X14X144=10.1310.13绞车房(2.75X3.5+3.14/4><4.5A2)X12X16A2=4.964.96总费用20.45720.457表二巷道及碉室维护费用表单位：万元方案项目方案一方案二岩石

11、上山1070X40X13.59=58.1740X1070X2X13.59=116.33煤层上山1070X90X13.59=130.87回风石门177.04X160X13.59=38.50177.04X80X13.59=38.50区段石门77.28X160X13.59=16.8077.28X160X13.59=16.80米区胴室30X120X13.59=8.5630X120X13.59=8.56总费用252.9180.19方案一：合计费用：5051.45+20.46+252.9=5324.81万元方案二：合计费用：5082.91+20.46+180.19=5283.56万元(5324.81-52

12、83.56)/5229.56乂100%=0.0079乂100%=0.79%因为0.79%<1%,还有方案一中选用一煤一岩上山，能尽快形成通风回路，有利于安全生产，掘进速度快，而且费用差价仅占0.79%，所以选用一煤一岩上山。3、 确定回采巷道布置方式回采巷道单巷布置，存在长距离独头掘进，通风、供电困难，运料难度大，沿空掘巷虽然具有煤损少等优点，但是同样具有上述问题。沿空留巷布置，由于采场老顶的周期来压，维护极其困难，而双巷布置方式，较上述三种方式相对优越，通风运料容易解决，安全性提高，所以采用双巷布置4、 采区巷道布置平面图内，工作面推进到位置距离上山30米处，见简图。2114-运输上山

13、7-采区中部车场10-轨道石门;5-轨道上山;8-回风石门;12-下区段平巷;6-采区中部车场;9-运输石门;15-采区煤仓五、采区内上、下区段交替期间同时生产时通风系统，见简图上区段通风路线：5616工作面17一2下区段通风路线：新风-工作面-12-10-18-4-2六、采区上部、下部车场选型采区上部车场选用顺向平车场，车辆运行顺当，调车方便。采区下部车场选用大巷装车式下部车场，调车方便，线路布置紧凑，工程量小。1 吨矿车容积：1.1M 3轴距：550mm缓冲器：单列弹簧式外形尺寸：2000 X880 X1150第四节采区中部车场设计1、 轨距大巷（双轨），采区轨道，上山（单轨），区段石门（

14、单轨）均选用600mm轨距。2、 轨道上山作辅助提升，一次提升一吨矿车3个，设备型号轨型：15Kg/M矿车：MGCH-6A型技术特征：型号：MGC1.1-6A轨距：600mm牵引高度：320mm最大牵引力：60KN车轮直径：300mm质量：592Kg3、 中部车场设计(一)斜面线路联接系统各参数计算：1 道岔选择及角度计算：由于是辅助提升，两组道岔场车场选取DK615-4-12(左)道岔。道岔参数尸2=14。15',a产a2=3340,b产b2=3350.斜面线路一次回转角认i=14。15'斜面线路二次回转角i+%2=S=28。30'一次回转角1的水平投影角1'

15、为：ai'=arctan(tanod/cos份=arctan(tan1415'/cos16)=1447'58”式中B为轨道上山的倾角，B=16度.二次回转角S的水平投影角S'为：S'=arctan(tan(001+002)/cos3)=arctan(tan2830'/cos16)=21。27'33/一次伪倾斜角B'为6=arcsin(cosa1XsinB)=arcsin(cos1415'Xsin16)=1529'42''一次伪倾斜角B''为3''=arcsincos(

16、oci+a2)Xsin向=arcsincos28°30'Xsin10=1401'6''2 .斜面平行线路联结点各参数本设计采用中间人行道，线路中心距Si=1900mm,为简化计算，斜面联结点线路中心距取S1相同值，斜面联结点曲线半径R=900mm,故有B=SiCtga2=1900xCtg14。15'=7481mmTi=R'tan(%2/2)=900xtan(14。15'/2)=1125mmL=B1+T1=8606mmM=S1/sin%2=1900/sin14。15'=7719mmK尸R'“2/57.3=9000X

17、(14。15'/57.3)=2238mm(二)竖曲线相对位置：1 .竖曲线各参数取高道平均坡度ia=11%。，ra=arctania=3749”取低道平均坡度Id=11%。，rd=arctanid=3056”取低道竖曲线半径：Rd=9000mm暂定高道竖曲线半径：Ra=2000mm高道竖曲线各参数：Ra=B'-ra=15。29'42”-37'49”=14。51'53”Ha=2000(cos3749”-cos15。2942”)=726mmLa=Ra(sin3'-sinr'a)=2000(sin1529'42”-sin37'4

18、9")=5123mmTa=RaXtan(由=2000xtan(14。51'53”/57.3)=5188mm低道竖曲线参数：租=B'+rd=15。29'42"+30'56”=16。0'38”Ha=Rd(cosrd-cosB)=9000(cos3056”-cos15。2942”)=327mmLa=Rd(sin3'+sinrd)=9000(sin1529'42"+sin30'56")=2485mmTd=RdXtan(口=9000xtan(1638'/2)=1266mmKd=Rd加57.3=

19、9000X(160'38”/57.3)=2515mm2 .最大局低差H由于是辅助提升，储车线长度按3钩提绞考虑，每次提绞3辆1吨矿车，故高、低道储车线长度不小于3X3X2=18米，起坡点间距暂设为0,则：H=18000X11%。+18000X9%。=360mm3 .竖曲线的相对位置两竖曲线上端点的斜面距离L1为：L1=(T1-Lr+a2)sinB'+mXsin3'+ha-hd+H/sin3=2359mm两竖曲线的下端点(起坡点)的水平距离L2为L2=LiXcosB'+Ld-Lg=-365mm由计算结果看出，L21000,间距较大，故Ra取值为20000合适，负值

20、表明低道起坡点超前于高道起坡点，其间距满足要求，说明前面所选Rg为20000mm合适。(三)低道存车线各参数闭合点0的位置闭合点的位置，计算如下图设低道的高差为xtanrd=(x-Ax)/Lna=0.009tanra=(H-Ax)/Lna=0.011na=178.8mm式中Ax=LiXid=365X0.009=3.285mm将Ax代入上述两式：求得x=164mm,L2 .平曲线各参数：取平曲线外半径R外=9000mm平曲线内半径R内=9000-1900=7100mm平曲线转角i'=14。4758Ki=RiXa'/57.3=7100X1447'58”/57.3=1834m

21、mK2=R2Xai757.3=9000X1447'58一/57.3=2324mmAKp=K2-Ki=490mmTi'=RiXtan(ai72)=7100xtan(1447'58"/2)=922mmT2'=R2Xtan(ai72)=9000xtan(1447'58一/2)=1169mm3 存车线长度高道存车线长度为17818，低道存车线长度为Lhd=17818+365=18183mm,由于存车线处于曲线段，高道存车线处于外曲线，外曲线和内曲线弧长差为Kp=K2-Ki=490mm,则低道存车线总长度为17818+490=18308mm，但具有自动滚

22、动坡度的长度仍为17818。线段长度为490mm为平坡，并位于闭合点o之前。4 .存车线直线段长度dd=Lhd-C1-K1式中Lhd低道存车线总长度。Lhd=18183mm;C1取竖直线间插入段。C1取2000mm;d=Lhd-C1-K1=14349mm即在平曲线终止后，接14349的直线段，然后接存车线第三道岔的平行线路联接点。5 存车线单开道岔平行线路联结点长度Lk选存车线道岔为DK615-4-12，则Lk=G3+B+T1=11946mm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=aicos3+(bi+L+a2+Li+Td)cos3'cosa1'+

23、(Td+ci+T')cosai'+Ti'+d+Ln=52245mmh2=(bi+L+a2+Li+Td)cos3'sinai'+(Td+ci+T')sinai'+Si=7664mm2 .纵断面线路的各点标高设低道落于点(其坡点)标高A=±0提车线A2=Ai+hd=327A3=A2+(L+Li)sin3'=3256甩车线A3=Ai+H=360A4=A3+Ha=360+726=i086A5=A4+msin3"+TiXsin3'=3256由计算结果看出，提车线的5点标高与甩车线5点标高相同，故标高闭合，计算无误

24、差。基本轨起/电,A6=A5+(bi+a2)sin3'=3256+(3500+34i0)sini5029'42"=5ii0A7=A6+aisin3=5ii0+3340Xsini6=603i8=7+LnDiD=i8i83X0.009=i64五、平面图与坡度图见附图第二章采煤工艺设计第一节采煤工艺的确定一、采煤工艺设计采区的地质条件较好，无大的地质构造，采用综采，可以实现高采、高效、安全、低耗、且劳动条件好，劳动强度较小，因此采区使用综采工艺。二、设备选型选用国产设备见下表序号名称型号尺寸数量1采煤机MG200/500-WD12刮板输送机SGZC730/320Z13液压支

25、架ZZ4000/18/38长6.95宽1.42高4.21504端头支架TiC5480-22/42高10宽3.3高4.265刮板转载机SZZ-764/16016破碎机PIM1000'65017胶带输送机SSS1000/2X1601三、采煤与装煤1 .落煤方式：机械落煤2 .确定截深：工作面日产量=120X10八4/(300X1.1)=3636.7吨选用600mm截深k1层采煤工作面日进尺e=Qr/(LXMxrXC)e采煤工作面日进尺，米；Qr工作面日生产能力；L工作面长度；M煤层厚度；C采区采出率，%e=Qr/(LXMXrXC)=3636.7/(240X3.5X0.93X1.3)=3.5

26、8米k1层采煤工作面日进尺e=Qr/(LXMXrXC)=3636.7/(240X2.5X0.93X1.3)=4.91米k3煤层采出率采用0.93;k2煤层采出率为0.95日进刀数k1为3.58/0.6=6刀；k3为4.91/0.6=8.2刀，取9刀，则进尺5.4米。循环方式：四六制、三班生产，一班检修。3 .进刀方式端部割三角煤斜切进刀，往返一次进两刀。运煤使用刮板输送机、转载机、破碎机、胶带输送机运煤。五、支护液压支架型号：ZZ400/18/38架中心距：1.5米移架方式：顺序移架支护方式：为防止片帮和冒顶，因此选用及时支护。端头支架型号：T1C5480-22/42工作面支架需用量：240/

27、1.5=160架支架校核： 强度校核：P=(48)Mr式中M采高，3.5米r容重，2.5t/m3因为地质条件较好，按6倍采高计算Pki=6X3.5X2.5X9.8=514.5Pk3=6X2.5X2.5X9.8=367.5Pk1、Pk3均小于707KN,符合要求。 高度校核hmax=Hmax+(0.2-0.3)mhmax-支架最高距离，Hmax-采高最大高度。Hmax1+(0.20.3)m;H取3.5米，顶板距离取300mm，3.5+0.3=3.8米，支架hmax所以符合规定。第二节工作面合理长度的验算1、 地质条件地质构造简单，采区内无较大地质变化，煤层厚度稳定，而且倾角16度，不大且稳定，工作面适当加长可增加效益。2、 工作面生产能力日生产能力：Qr=NXLXMXBXrXCN每日循环数；M采高；B循环进尺截深；r容重；C工作面采出率。K1Qr=6X3.5X240X0.6X1.3X0.93=3656吨K3Qr=6X2.