XX采矿学课程设计说明书.docx
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XX采矿学课程设计说明书
《煤矿开采学》
课
程
设
计
说
明
书
姓名：
欢
学号：
1
班级：
采矿10-5
指导教师：
宝富
第一章．带区巷道布置
第一节．带区储量与服务年限
第二节．带区的再划分
第三节．确定带区准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
某矿第一开采水平上山阶段某带区自上而下开采Kl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处的稳定岩层中。
煤层平均倾角为8°。
设计带区煤层及顶底板情况
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
6.9
K1煤层，γ=1.30t/m³
4.20
灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬
7.80
灰色砂质泥岩
2.50
K2煤层，煤质中硬，γ=γ=1.30t/m³
3.20
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
根据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160m。
带区生产能力A0=LM1XγC0N
A0=160*6.9*3.2*1.3*0.95*300=128.1万吨/a≈120万吨/a
L----工作面长度。
160m。
M1----K1煤层厚度，6.9m。
X----日进度，3.2m。
Γ----煤的容重，1.30t/m3。
C0----厚煤层回采率，不小于百分之93。
N----年工作日，300天。
2、带区的工业储量、设计可采储量
（1）带区的工业储量
Zg1=H×L×M1×γ
式中：
Zg1----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；
γ----煤的容重，1.30t/m3；
M1----K1煤层煤的厚度，为6.9米；
Zg1=1100×3000×6.9×1.3
=2960.1万吨
Zg2=H×L×M2×γ
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；
γ----煤的容重，1.30t/m3；
M2----K2煤层煤的厚度，为2.50米；
Zg2=1100×3000×2.5×1.3
=1072.5万吨
Zg=Zg1+Zg2Zg-------带区的工业储量
=2960.1+1072.5
=4032.6万吨
（2）带区设计可采储量
Zk=（Zg-P）×C
式中：
Zk----带区设计可采储量,万t；
Zg----带区工业储量，万t；
P----带区煤柱损失量，万t；
C----带区采出率，厚煤层可取0.75.中厚煤层0.8
（说明：
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维护上山煤柱。
）
PK1=3000×（20+30）×6.9×1.3+1050×（10+10）×6.9×1.3
=153.4万吨
PK2=3000×（20+30）×2.5×1.3+1050×（10+10）×2.5×1.3
=55.6万吨
P=153.4+55.6=209万吨
ZK1=（Zg1-PK1）×C=（2960.1-153.4）×0.75=2105.0万吨
ZK2=（Zg1-PK1）×C=（1072.5-55.6）×0.8=813.5万吨
Zk=Zk1+Zk2=2105.0+813.5=2918.5万吨
（3）采区服务年限
T=Zk/（A×K）
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
（4）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t
P----带区的煤柱损失量，万t
C=（4032.6-209）/4032.6=00.948>0.8
（符合国家对带区采出率的要求。
）
第二节带区的再划分
1、确定工作面长度
以确定工作面长度为160m
2、确定带区分带数
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／（T×1.1）
式中：
Qr——工作面生产能力，t／d
A——采区生产能力，t／a
T——每年正常工作日，300d
Qr=A／（T×1.1）=1200000／（300×1.1）=3636.4t／d
4、确定带区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。
目前开采准备系统的发展方向是高产高效生产集中化，采用提高工作面单产，以一个工作面产量保证采区产量，所以定为带区一个工作面生产。
工作面布置图如下图所示：
K1煤层一带区
1101
1104
1102
1105
1103
1106
K1煤层二带区
1110
1107
1111
1108
1112
1109
K1煤层三带区
1113
1116
1114
1117
1115
1118
K2煤层一带区
1201
1204
1202
1205
1203
1206
K2煤层二带区
1210
1207
1211
1208
1212
1209
K2煤层三带区
1213
1216
1214
1217
1215
1218
工作面接替顺序：
跳采，一采一准；带区自右而左开采，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→1112→1113→1114→1115→1116→1117→1118→1201→1202→1203→1204→1205→1206→1207→1208→1209→1210→1211→1212→1213→1214→1215→1216→1217→1218
（说明：
以上箭头指向表示工作面接替顺序。
）
第三节 确定带区准备巷道布置及生产系统
1、完善开拓巷道
为了缩短带区准备时间并提高经济效益，根据所给地质条件，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的稳定岩层中，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
首先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,直接顶较厚且易跨落。
同时为减少煤柱损失，提高采出率，降低巷道维护费用，采用沿空掘巷的方式。
因此采用工作面布置图所示工作面接替顺序，就能弥补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，根据相关情况初步制定以下两个方案进行比较：
方案一：
分带单独布置
每一个分带分别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→进风行人斜巷→煤层运输平巷→分带运输斜巷→采煤工作面→分带运料斜巷→回风斜巷→回风大巷。
该方案的特点是，每个分带都布置了煤仓，所以管理较复杂，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→进风行人斜巷→煤层运煤平巷→分带运输斜巷→采煤工作面→分带回风斜巷→煤层运料平巷→回风石门→回风斜巷→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，但出现了因带区通风线路长短不同而造成通风协调困难的问题，同时还增加煤巷的维护量。
技术经济比较：
巷道硐室掘进费用
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（m）
1578
152×18=2736
432.2880
152×3=456
71.9568
集中平巷（元/m）
831
6×164×6
=5904
490.6224
进风行人斜巷（m）
1578
94×18=1692
266.9976
94×3=282
44.4996
煤仓（元/m3）
144
3.14×4^2×20
×18/4=4522
65.1168
3.14×4^2×20
×3/4=754
10.8576
合计
764.4024
401.48
巷道硐室掘维护费用
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.m
152×18×16.02
=43830.72
175.32288
152×16.02×3
=7305.12
29.22048
进风行人斜巷（m）
40元/a.m
94×18×16.02
=27105.84
108.42336
94×16.02×3
=4517.64
18.07056
小计
283.74624
47.29104
煤仓（元/m3）
30元/a.m
20×16.02×18
=5767.2
17.3016
20×16.02×3
=961.2
28.836
集中平巷（m）
160元/a.m
984×16.02×2
=31527.36
504.43776
合计
301.04784
504.4454
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/m
94×18=1692
196.9488
94×3=282
32.8248
煤巷（m）
951元/m
20×18=360
34.2360
20×3=60
5.7060
合计
231.1848
38.5308
费用汇总
表表1-4
矿井费用名称
方案一
方案二
掘进（万元）
764.4024
401.48
维护（万元）
301.04784
504.4454
生产（万元）
231.1848
38.5308
总计（万元）
1296.63504
934.4562
方案一特点：
系统简单，通风容易，但生产调度管理复杂，煤仓太多，维护困难，装煤点多，管理复杂。
方案二特点：
采用集中化生产，从根本上克服了方案一的缺点。
虽然方案二维护费用高，但从技术和管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，巷道布置情况见巷道布置图、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:
采用沿空掘巷掘进方式。
分析：
已知带区各煤层埋藏平稳，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，可以充分发挥综采高产高效的优势。
同时，为减小煤柱损失，提高采出率。
综合考虑各种因素，采用沿空掘巷掘进方式。
这种方式掘出的巷道正处在应力降低区，既好维护又提高了采出率，有取代沿空留巷的趋势。
说明：
在带区巷道布置平面图，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，即为避开采掘超前影响所留设的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→进风行人斜巷→煤层带区运煤平巷→分带运输斜巷→采煤工作面→分带回风斜巷→带区运料平巷→带区回风石门→材料车场→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°。
铺设600mm轨距的线路，轨型为15Kg/m，采用1t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，斜面线路布置采用一次回转方式。
1、道岔选择及角度计算
作为辅助提升，可采用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：
辙叉角α=14°02′10〞，a=3261mm,b=3539mm，质量为760kg，双轨线路中心距取S=1500mm。
斜面线路一次回转角：
α=14°02′10〞
一次平面回转角：
α′=arctan（tanα/cosβ）=arctan0.2736=15.3052°=15°18′18〞（β为材料斜巷倾角24°）
一次伪斜角：
β′=arcsin（sinβ·cosα）=23.2394°=23°14′22〞
为了使计算直观简便，做出车场线路布置草图如下图：
2、轨道线路平面连接参数及尺寸计算确定如下图
本设计为简化计算，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，则各参数计算如下：
c=SB+2x1=550+2×20=590mm
L=2Rsinδ+ccosδ
=2×12000×sin45°+590×cos45°=17387.76mm
m=2T+c=2Rtanδ/2+c=2×12000×tan45°/2+590=10531.13mm
2T+c=10531.13
T=4970.57mm
3、竖曲线相对位置
竖曲线相对参数：
高道存车线坡度：
ig=11‰,rg=arctanig=37′49″=0.63
低道存车线坡度：
id=9‰,rd=arctanid=30′56″=0.515
采用高低道竖曲线半径相同线路：
Rg=Rd=9000mm
最大高低差H：
由于是辅助提升，储车线长度按三钩计算，每钩提1t矿车3辆，故高低道储车线长度不小于3×3×2=18m，起坡点间距设为零，则有：
H=18000×11‰+18000×9‰=360mm
竖曲线高道两端点高差:
Hg=Rg（cosrg-cosβ）=777.5463mm
竖曲线高道两端点高差:
Hd=Rd（cosrd-cosβ）=777.7265mm
高道竖曲线水平投影长度：
Lg=Rg（sinβ-sinrg）=3561.6279mm
低道竖曲线水平投影长度：
Ld=Rd（sinβ+sinrd）=3741.6120mm
两竖曲线上端点（起点）的水平距离为L1
L1=（Hg-Hd+H）/sinβ=884.6505mm
两竖曲线下端点（起坡点）的水平距离为L2，则有
L2=L1cosβ+Ld-Lg=988.1525mm
4、高低道存车线参数确定
设低道高差为X，则：
tanrd=（X-△X）/Lzg=0.009
tanrg=（H-X）/Lzg=0.011
△X=L×id=988.1525×0.009=8.8933mm
将△X带入则可得X=166.89mm，Lzg=17555.56mm
5、平曲线参数确定
取曲线外半径R1=15000mm
取曲线半径R2=15000-1500=13500mm
曲线转角α=127°
K1=R1α/57.3°=15000×127°/57.3°=33.2460m
K2=R2α/57.3°=13500×127°/57.3°=29.9214m
△K=K2-K1=33.2460-29.9214=3.3246mm
T1=R1tanα/2=15000×tan（127°/2）=30085mm
T2=R2tanα/2=13500×tan（127°/2）=27076.8mm
6、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＋△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°，主要尺寸为a=2200mm，b=2800mm；则存车线对称道岔平行线路连接点长度LC：
Lc=a+1/2×Scotα/2+Rtanα/4
=2200+0.5×1500×6.1652+9000×0.0806=7549.3mm
7、下部车场线路平面外轮廓尺寸及坡度：
M=L+K1+Lhg+l+Lg+（L1+d+Lc）×cosβ
=10939.6+33246+17556+5000+3562+（885+2000+7549）×cos24°
=10939.6+33246+17556+5000+3562+10434×0.9135=79835mm
8、线路各点标高
设低道起坡点
提车线标高：
△1=±0；
△2=△1+hd=0+777.7265=777.73mm
△5=△2+（d+L1）×sinβ=△2+1173.3=1951mm
甩车线标高：
△3=△1+△H=0+360=360mm
△4=△3+hg=△3+777.5=1137.5mm
△5=△4+d×sinβ=△4+813.5=1951mm
由计算结果可以看出提车线得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。
基本轨起点标高：
△6=△5+Lc×sinβ
=1951+7549×0.4067=5021.2mm
9、根据上述计算结果，绘制甩车场平面图和坡度图如下图：
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k1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
采用综合机械化采煤，双滚筒采煤机直接落煤和装煤。
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，
根据煤层的实际情况，经查《采矿设计手册》，选用采煤机。
采煤机的型号为MG2×300W
采高 2.1～3.6m
适应煤层硬度 f=1～3
煤层倾角 α≤35°
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 2×300kw
总质量 44吨
（2）进刀方式：
为了合理利用工作时间，提高效率。
采用割三角煤端头斜切进刀方式，双向割煤。
4、运煤与支护
（1）工作面采用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：
200×2×125KW
电机电压：
1140V
布置方式:
平行布置
中部槽规格（长×宽×高）:
1500×764×222（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）工作面采用支撑掩护式液压支架支护
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 煤机厂
机械设备表
标号
设备名称
型号
主要参数1
主要参数2
生产厂家
1
采煤机
MG2×400-W
采高<2.1~3.6
800mm截深
鸡西煤机厂
2
可弯曲刮板输送机
SGZ-764/500
运量1000t/h
长度160m
西北煤机厂
3
支撑掩护式支架
ZZS6000/21/38
自重24.518t
工作阻6000KN
煤机厂
4
端头支架
PDZ
33．57t
2448×1594
煤机厂
5
机
SZZ—764/132
1100t/h
1500×764×222mm
6
破碎机
PCM100
1000t/h
110
煤机厂
7
可伸缩带式输送机
SSJ1000/2×200X
1000t/h
2×200
原平重机厂
8
乳化液泵
WRB-63/35~50
输出压力35~50Mpa
煤机厂
9
喷雾泵
WPZ320/6.3
公称压力6.3Mpa
煤机厂
10
单体支柱
LZ35-25/110
额定阻力250KN
初撑力147~196KN
国营平阳机械厂
11
移动变电站
KSZY-500/6KV
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