采矿学课程设计说明书

班级：采矿10-5XXXX采矿学课程设计说明书课程设计讲明书姓名：XXX学号：XXX1指导教师：XX

第一章.带区巷道布置第一节.带区储量与服务年限第二节.带区内的再划分第三节.确定带区内预备巷道布置及生产系统第四节.第二章.采煤工艺设计第一节.采煤工艺方式的确定第二节.工作面合理长度的确定第三节.采煤工作面循环作业图表的编制

序论一、 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《采矿学课程的明白得。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，包括编写设计讲明书及绘制设计图纸进行初步锤炼。3、 为毕业设计中编写毕业设计讲明书及绘制毕业设计图纸打基础。二、 设计题目某矿第一开采水平上山时期某带区自上而下开采K1和K2煤层，煤层厚度、层间距及顶底板岩性如下表所示。该带区走向长度3000m，倾斜长度1100m,带区内各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，K1煤层属简单结构煤层，硬度系数f=2,K2煤层属中硬煤层，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。第一开采水平为该带区服务的一条运输大巷布置在K2煤层底板下方20m处的稳固岩层中。煤层平均倾角为8。。

设计带区煤层及顶底板情形厚度(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6.9K1煤层,y=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2.50K2煤层，煤质中硬，Y=Y=1.30t/m33.20灰白色粗砂岩、坚硬24.68灰色中、细砂岩互层第一章带区巷道布置第一节 带区储量与服务年限1、 带区生产能力选定按照要求带区上部煤柱为20m下部煤柱留30m,故剩余倾斜长度为:1100-50=1050m分三个带区，每个带区分六个分带。采煤工艺选取综合机械化采煤，工作面长度取160mo带区生产能力AO=LM1XVCONAO=160*6.9*3.2*1.3*0.95*300=128.1万吨/a^l20万吨/aL----工作面长度。160m。Ml----KI煤层厚度，6.9moX----日进度，3.2m。r----煤的容重，1.30t/m3。N----年工作日，300天。2、 带区的工业储量、设计可采储量带区的工业储量Zgl二HXLXM1Xy式中：Zgl—-K1煤层工业储量，万t；H----带区倾斜长度，1100m；L——带区走向长度,3000m；Y-—煤的容重，1.30t/m3；M1K1煤层煤的厚度，为6.9米；Zgl=1100X3000X6.9X1.3=2960.1万吨Zg2二HXLXM2Xy式中：Zg2----K2煤层工业储量，万t；H----带区倾斜长度，1100m；L——带区走向长度，3000m；Y----煤的容重，1.30t/m3；M2—-K2煤层煤的厚度，为2.50米；Zg2=1100X3000X2.5X1.3=1072.5万吨Zg=Zg1+Zg2 Zg 带区的工业储量=2960.1+1072.5=4032.6万吨带区设计可采储量Zk=(Zg-P)XC式中：Zk--带区设计可采储量，万t；Zg-—带区工业储量，万t；P--带区煤柱缺失量，万t;C-带区采出率，厚煤层可取0.75.中厚煤层0.8(讲明：采区煤柱包括区段煤柱、采区上下边界煤柱、采区两侧边界煤柱及爱护上山煤柱。)PKl=3000X(20+30)X6.9XI.3+1050X(10+10)X6.9X1.3=153.4万吨PK2=3000X(20+30)X2.5X1.34-1050X(10+10)X2.5X1.3=55.6万吨P=153.4+55.6=209万吨ZKl=(Zgl-PK1)XC=(2960.1-153.4)X0.75=2105.0万吨ZK2=(Zgl-PK1)XC=(1072.5-55.6)X0.8=813.5万吨Zk=Zk1+Zk2=2105.0+813.5=2918.5万吨采区服务年限T=Zk/(AXK)式中：T--采区服务年限，a;A——采区生产能力，万t；ZK---设计可采储量,万t；K----储量备用系数，取1.3。T=2918.5/(120*1.3)=18.7a取19年验算带区采出率带区采出率C=(Zg-P)/Zg式中：C-----带区采出率，%Zg----带区的工业储量，万tP----带区的煤柱缺失量，万tC=(4032.6-209)/4032.6=00.948>0.8(符合国家对带区采出率的要求。)第二节带区内的再划分1、确定工作面长度以确定工作面长度为160m确定带区内分带数共三个带区，一个带区分六个分带3、 工作面生产能力工作面日生产能力：Qr=A/(TX1.1)式中：Qr——工作面生产能力，t/dA——采区生产能力，t/aT——每年正常工作日，300dQr=A/(TX1.1)=1200000/(300X1.1)=3636.4t/d4、 确定带区内同采工作面数及工作面接替顺序生产能力为120万t/a,且工作面生产能力为3636.4t/d。目前开采预备系统的进展方向是高产高效生产集中化，采纳提升工作面单产，以一个工作面产量保证采区产量，因此定为带区内一个工作面生产。

工作面布置图如下图所示:K1煤层一带区110111041102110511031106K1煤层二带区K1煤层三带区111011071111110811121109111311161114111711151118K2煤层一带区120112041202120512031206K2煤层二带区121012071211120812121209K2煤层三带区121312161214121712151218工作面接替顺序：跳采，一采一准；带区内自右而左开采，先采完一带区，后开采二三带区；煤层间自上而下开采，先采K1煤层后采K2煤层最终达到高产高效。工作面接替顺序如下表所示：1101-1102-1103-1104-1105-1106-1107-1108-1109-1110-1111一1112一1113一1114一1115一1116一1117—1118一1201一1202一1203—1204一1205一1206一1207一1208一1209—1210-1211一1212-1213-1214—1215—1216—1217—1218（讲明：以上箭头指向表示工作面接替顺序。）第三节确定带区内预备巷道布置及生产系统1、完善开拓巷道为了缩短带区预备时刻并提升经济效益，按照所给地质条件，在第一开采水平中，把为该带区服务的运输大巷布置在K2煤层底板下方20m的稳固岩层中，回风大巷与运输大巷在同一水平。2、 确定带区巷道布置系统第一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,直截了当顶较厚且易跨落。同时为减少煤柱缺失，提升采出率，降低巷道爱护费用，采纳沿空掘巷的方式。因此采纳工作面布置图所示工作面接替顺序，就能补偿沿空掘巷时工作面接替复杂的缺点。3、 带区布置方案分析比较确定带区巷道布置系统，每一层都布置18个工作面，按照有关情形初步制定以下两个方案进行比较：方案一：分带单独布置每一个分带分不开斜巷进入上部煤层，每一个分带都布置一个煤仓直通运输大巷。通风系统为：新风从运输大巷一进风行人斜巷一煤层运输平巷一分带运输斜巷一采煤工作面一分带运料斜巷一回风斜巷一回风大巷。该方案的特点是，每个分带都布置了煤仓，因此治理较复杂，煤仓和联络斜巷工程量大，但有利于通风和工作面的接替。方案二：带区布置每个煤层分成三个带区，每个带区分成6个小分带。运输大巷通过进风行人斜巷进入煤层，在煤层布置两条平巷，一条带区煤层运料平巷，一条煤层运煤平巷。一个带区布置一个煤仓直通运输大巷。通风系统为：新风从运输大巷一进风行人斜巷一煤层运煤平巷一分带运输斜巷一采煤工作面一分带回风斜巷一煤层运料平巷一回风石门一回风斜巷一回风大巷。该方案简化了运输系统，一个带区仅布置了一个煤仓和一对联络巷，减少了煤仓和联络斜巷的施工量，使运煤、运料集中处理,符合集中化生产理念，但显现了因带区内通风线路长短不同而造成通风和谐困难的咨询题，同时还增加煤巷的爱护量。技术经济比较：巷道碉室掘进费用表1-1方案方案一方案二工程名称单价（元）工程量（m）费用（万元）工程量（m）费用（万元）回风运料斜巷（ID）1578152X18=2736432.2880152X3=45671.9568集中平巷（元/m）8316X164X6=5904490.6224进风行人斜巷（m）157894X18=1692266.997694X3=28244.4996

煤仓(元/m3)1443.14X4^2X20X18/4=452265.11683.14X4^2X20X3/4=75410.8576合计764.4024401.48巷道碉室掘爱护费用表1-2方案方案一方案二工程名称单价(元)工程量(m)费用(万元)工程量(m)费用(万元)回风运料斜巷(m)40元/a.m152X18X16.02=43830.72175.32288152X16.02X3=7305.1229.22048进风行人斜巷(m)40元/a.m94X18X16.02=27105.84108.4233694X16.02X3=4517.6418.07056小计283.7462447.29104煤仓(元/m3)30元/a.m20X16.02X18=5767.217.301620X16.02X3=961.228.836集中平巷(m)160元/a.m984X16.02X2=31527.36504.43776合计301.04784504.4454生产经营费用表1-3方案方案一方案二工程名称单价（元）工程量（m）费用（万元）工程量（m）费用（万元）斜巷（m）1164元/m94X18=1692196.948894X3=28232.8248煤巷（m）9517C/m20X18=36034.236020X3=605.7060合计231.184838.5308费用汇总表表1-4矿井费用名称方案_方案二掘进（万元）764.4024401.48爱护（万元）301.04784504.4454生产（万元）231.184838.5308总计（万元）1296.63504934.4562方案一特点:系统简单，通风容易，但生产调度治理复杂，煤仓太多，爱护困难，装煤点多，治理复杂。方案二特点：采纳集中化生产，从全然上克服了方案一的缺点。尽管方案二爱护费用高，但从技术和治理等方面的综合分析，选择方案二更优越一些。综上所述，选择带区布置方式，巷道布置情形见巷道布置图、带区巷道剖面图，以K1煤层为例。4、 确定工作面回采巷道布置方式及工作面推进终点位置回采巷道布置方式:采纳沿空掘巷掘进方式。分析：已知带区内各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，同时，各煤层瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小。因此有利于综合机械化作业，能够充分发挥综采高产高效的优势。同时，为减小煤柱缺失，提升采出率。综合考虑各种因素，采纳沿空掘巷掘进方式。这种方式掘出的巷道正处在应力降低区，既好爱护又提升了采出率，有取代沿空留巷的趋势。讲明：在带区巷道布置平面图内，工作面布置和推进的位置以达到带区设计产量及安全为准。工作面推进到距带区煤层平巷30m处的位置，即为躲开采掘超前阻碍所留设的30m护巷煤柱处。5、 确定通风布置系统各煤层通风系统为：新风从运输大巷一进风行人斜巷一煤层带区运煤平巷一分带运输斜巷一采煤工作面一分带回风斜巷一带区运料平巷一带区回风石门一材料车场一回风大巷。第四节 带区下部车场线路设计该带区开采近水平煤层，倾角为8。o铺设600mm轨距的线路，轨型为15Kg/m,采纳It矿车单钩提升，每钩提升3个矿车，要求辅助运输提升车场线路设双轨道，斜面线路布置采纳一次回转方式。道岔选择及角度运算作为辅助提升，可采纳4号道岔为甩车道岔，同时也作为分车道岔。选择标准道岔DK615-4-12（左）单开道岔。道岔参数为：淄•不7々tc—14°八c'1八"cczs11—cure——任•旦斗 B5°1AQ5°1AQ本设计为简化运算，曲线段双轨中心距与直线段线路中心距相同，取线路中心距S=1500mm,轨道曲线半径取R=12000mm,则各参数运算如下:c=SB+2x1=550+2X20=590mmL=2Rsin5+ccos5=2X12000Xsin45°+590Xcos45°=17387.76mmm=2T+c=2Rtan6/2+c=2X12000Xtan45°/2+590=10531.13mm2T+c=10531.13T=4970.57mm3、竖曲线相对位置竖曲线相对参数：高道存车线坡度：ig=ll%o,rg=arctanig=37'49"=0.63低道存车线坡度：id=9%o,rd=arctanid=30'56"=0.515采纳高低道竖曲线半径相同线路：Rg=Rd=9000mm最大高低差H：由因此辅助提升，储车线长度按三钩运算，每钩提It矿车3辆,故高低道储车线长度不小于3X3X2=18m,起坡点间距设为零，则有：H=18000X11%。+18000X9%o=36Omm竖曲线高道两端点高差:Hg=Rg(cosrg-cosB)=777.5463mm竖曲线高道两端点高差:Hd=Rd(cosrd-cosB)=777.7265mm高道竖曲线水平投影长度：Lg=Rg(sinB-sinrg)=3561.6279mmkdT.kgkdT.kg设低道高差为x,贝htanrd=(X-AX)/Lzg=0.009tanrg=(H-X)/Lzg=0.011△X=LXid=988.1525X0.009=8.8933mm将带入则可得X=166.89mm,Lzg=l7555.56mm5、平曲线参数确定取曲线外半径Rl=15000mm取曲线内半径R2=15000-1500=13500mm曲线转角a=127°Kl=R1a/57.3°=15000X127°/57.3°=33.2460mK2=R2a/57.3°=13500X127°/57.3°=29.9214m△K=K2-K1=33.2460-29.9214=3.3246mmTl=Rltana/2=15000Xtan(127°/2)=30085mmT2=R2tana/2=13500Xtan(127°/2)=27076.8mm6、 存车线长度高道存车线长度为Lhg=17555.56mm；低道存车线长度Lhd=Lhg-L2=17555.56-988.1525=16567.43mm；存车线处于曲线段处，高道存车线处于外曲线，外曲线和内曲线得弧长之差为△K=K1-K2=33.2460-29.9214=3.3246m则有低道存车线得总长度为L=Lhg+Z\K=17555.56+3324.6=20880.16mm选用对称道岔ZDC622-3-9,辙叉角为18°26'06〃=18.435°,要紧尺寸为a=2200mm,b=2800mm；则存车线对称道岔平行线路连接点长度LC：Lc=a+l/2XScota/2+Rtana/4=2200+0.5X1500X6.1652+9000X0.0806=7549.3mm7、 下部车场线路平面外轮廓尺寸及坡度：M=L+Kl+Lhg+1+Lg+(Ll+d+Lc)XcosP=10939.6+33246+17556+5000+3562+(885+2000+7549)Xcos24°=10939.6+33246+17556+5000+3562+10434X0.9135=79835mm8、 线路各点标高设低道起坡点提车线标高：△1=±0；△2=△l+hd=0+777.7265=777.73mmA5=A2h-(d+LI)Xsin旧二△2+1173.3=1951mm甩车线标高：△3=^l+^H=0+360=360mmA4=A3+hg=A3+777.5=l137.5mmA5=A4+dXsinB=A4+813.5=1951mm由运算结果能够看出提车线得5标高点与甩车线得5标高点相同,故标高闭合，满足设计要求。差不多轨起点标高：Z\6=△S+LcXsinB

=1951+7549X0.4067=50212mm高道标高5021412619511138360长度220053492000J8S356217556角度24。24。18.435°18.435*-力49" 37'49"低道标高5021412619517780长度220053492000385374216567角度24°24°18.435°.8.435*+溯)6" 30,56"第二章采煤工艺设计第一节采煤工艺方式的确定1、 选第一煤层，即K1煤层为对象设置采煤工艺。由于kl煤层厚度为6.9m,属于厚煤层，硬度系数f=2,结构简单，无断层，故可用综合机械化采煤工艺，采3m,放3.9m。2、 综采工作面的设备选用国产综采设备。3、 采煤与装煤（1）落煤方式与采煤机的选择采纳综合机械化采煤，双滚筒采煤机直截了当落煤和装煤。选择采煤机的截深为800mm,每天正规循环推进4刀，每个循环共推进3.20m,按照煤层的实际情形，经查《采矿设计手册》，选用采煤机。采煤机的型号为MG2X300W采高2.1〜3.6m适应煤层硬度f=l〜3煤层倾角aW35°截深800mm滚筒直径1.8m卧底量200mm牵引方式液压无链牵引力463KN牵引速度0~5.2m/min滚筒中心距9589mm电机功率2X300kw总质量44吨

(2)进刀方式:为了合理利用工作时刻，提升效率端头斜切进刀方式，双向割煤。4、运煤与支护(1)工作面采纳可弯曲刮板输送机运煤。工作面SGZ-764/500可弯曲刮板输送机适用条件：厚煤层出厂长度：160米运输能力：1000吨/h刮板链形式：中双链电动机型号：YBYD680-250/125电机功率：200X2X125KW电机电压：1140V布置方式：平行布置中部槽规格(长x宽X高)：1500X764X222(mm)与采煤机配套牵引方式： 无链电牵引制造厂：西北煤机厂(2)工作面采纳支撑爱护式液压支架支护支架型号ZZS6000/21/38支撑高度2.1〜3.8m工作阻力6000KN支架中心距1500mm支护强度0.89Mpa移架步距700mm支架重量24.518吨生产厂北京煤机厂采纳割三角煤机械设备表标设备名称型号 要紧参数1 要紧参数2 生产厂家号米iWj<1采煤机MG2X400-W 800mm截深鸡西煤机厂2.广3.6可弯曲刮长度160mSGZ-764/500运量1000t/h可弯曲刮长度160mSGZ-764/500运量1000t/h西北煤机厂板输送机支撑爱护3 ZZS6000/21/38自重支撑爱护3 ZZS6000/21/38自重24.518t工作阻6000KN郑州煤机厂式支架4端头支架PDZ33.57t 2448X1594郑州煤机厂5转载机 SZZ—764/132 1100t/h1500X764X222mm张家口煤机破裂机::t:1000t/hPCM100张家口煤机破裂机::t:1000t/hPCM100最大空顶距最小控顶距最大空顶距最小控顶距—采煤机—前部运输机3 候补运输机—液压支架—运输吭输送机6端头支架7——放煤窗口移架方式由于采纳及时支护方式，而且工作面每天推进4刀，因此选择顺序移架方式。顺序式移架速度快，能满足采煤机快速牵引的需要，适用于顶板比较稳固的高产工作面。支护方式：由于kl煤层f=2,采高为3米，为防止片帮和冒顶,选用及时支护。工作面的支架需求量:运算工作面支架数：N=(L+2X10.nS)/S1式中：N——工作面支架数；L 工作面长度，m；10——顺槽宽度，m；n 端头支架数；S——端头支架宽度，m；S1 支架中心距，moN=(164+9-6XI.594)/1.5=109架超前支护方式和距离由于采纳综放采开采，支撑压力分布范畴为20〜30米，峰值点距煤壁前方5-15m,因此超前支护的距离为20米。选用单体支柱和金属饺接顶梁支护，较接顶梁的长度为1000mmo校核支架的强度和高度①校核高度经查《采矿设计手册》得到：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高大200mm左右。即：Hmax=Mmax+0.2米。最小结构高度应比最小的采高小250—350mm。即：Hmin=Mmin-(0.25〜0.35)m已知选用的ZZS6000/21/38支撑爱护式支架的最大结构高度为3.8m>(Mmax+0.2),满足要求。支架的最小结构高度为2.1m<Mmin—(0.25-0.35),满足要求。②校核支架强度：支护强度：由q=KXMXpXgX10-6式中：q—支护强度，MPaK—作用于支架上的顶板岩石厚度系数，取6M—采高，米P—岩石密度,取2.5X103kg/m3G一取10m/s2q=0.525MPaq=0.525 MPa<0.7Mpa,因此满足要求由Q=qXFX103KN式中：F一为支架支护面积，F=6X1.5=9m2Q=0.525X9X103=4725KN由P=Q/ti式中：P—支架的工作阻力，KN；Q—支架的有效工作阻力，KN；H一支架的支撑效率，取80%；P=4725^0.8=5906KNv支架工作阻力6000KN,满足要求6、处理采空区采纳全部跨落法处理采空区。第二节工作面合理长度的验证1、煤层地质条件该带区内的两层可采煤层的地质条件较好，无断