采矿学课程设计Word格式.docx
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=（Zgi-Pi）Ci
=[3600×
3.5×
1.3-（2×
30+3×
10）×
3600×
1.3-15+70）1000*3.5*1.3×
0.75]+[3600×
2.5×
1.3-（2.15+70）×
1.3]×
0.80
=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=1.3
T=ZK/AK=2120.0075/（120×
1.3）=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=采区实际采出量/采区工业储量×
100%
验算：
m1煤层采出率=Sm1区×
Lm1区×
m1×
r×
0.93×
8/SLm1r×
100%=1750×
240×
1.3×
8/（3600×
1.3）×
=78.9%
78.9%>
75%,符合规定。
m3煤层采出率=Sm3区×
Lm3区×
m3×
8/SLm3r×
=1750×
0.95×
=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）/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+2×
5）=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-（2×
30+10+15×
2）]/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：
K1煤层K3煤层
11101
11102
11103
11104
11105
11106
11107
11108
11301
11302
11303
11304
11305
11306
11307
11308
工作面接替顺序
K1煤层11101---11102---11103---11104---11105---11106---
--11107-----11108
K3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
1070×
1×
1578=168.84
2×
1578=337.69
煤层上山
1284=137.39
-------------------------
回风石门
48.8×
1152/sin16=20.4
（21.3+2.5+25）×
1152/sin16=20.4
区段平巷
831×
1750×
（16+16）=4653.6
4×
2=4653.6
区段石门
1152×
21.3×
8/sin16=71.22
77.28×
8=71.22
总费用
5051.45
5082.91
表二硐室掘进费单位：
方案
变电所
（2．25×
4.5+2.5+3.14/4×
4.5^2）×
10×
114=5.367
采区煤仓
3.14/4×
8×
14×
144=10.13
10.13
绞车房
（2.75×
3.5+3.14/4×
12×
16^2=4.96
4.96
20.457
表三
巷道及硐室维护费用表单位：
40×
13.59=58.17
13.59=116.33
90×
13.59=130.87
---------------------
177.04×
160×
13.59=38.50
80×
13.59=16.80
采区硐室
30×
120×
13.59=8.56
252.9
180.19
合计费用：
5051.45+20.46+252.9=5324.81万元
5082.91+20.46+180.19=5283.56万元
（5324.81-5283.56）/5229.56×
100%=0.0079×
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。
三、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
四、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。
4-运输上山；
5-轨道上山；
6-采区中部车场
7-采区中部车场；
8-回风石门；
9-运输石门
10-轨道石门；
12-下区段平巷；
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：
5—6—16—工作面—17—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。
第四节采区中部车场设计
一、轨距
大巷（双轨），采区轨道，上山（单轨），区段石门（单轨）均
选用600mm轨距。
二、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1吨矿车
技术特征：
型号：
MGC1.1-6A容积：
1.1M3
轨距：
600mm轴距：
550mm
牵引高度：
320mm缓冲器：
单列弹簧式
最大牵引力：
60KN外形尺寸：
2000×
880×
1150
车轮直径：
300mm质量：
592Kg
三、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α1=α2=14。
15'
，a1=a2=3340,b1=b2=3350.
斜面线路一次回转角α1＝14。
；
斜面线路二次回转角α1＋α2=δ＝２８。
３０'
一次回转角α1的水平投影角α1’为：
α1’=arctan（tanα1/cosβ）=arctan（tan14。
/cos16）=14。
47'
58＇＇
式中β为轨道上山的倾角，β＝１６度．
二次回转角δ的水平投影角δ’为：
δ’＝arctan（tan（α1＋α２）／cosβ）=arctan（tan２８。
／cos１６）
＝２１。
２７'
３３＇＇
一次伪倾斜角β'
为
β'
＝arcsin（cosα1×
sinβ）=arcsin（cos14。
×
sin16）=15。
29'
42＇＇
'
=arcsin[cos（α1+α2）×
sinβ]=arcsin[cos２８。
sin10]=14。
1'
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S1＝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=S1Ctgα2=1900×
Ctg14。
=7481mm
T1=R’tan（α2/2）=900×
tan（14。
/2）=1125mm
L=B1+T1=8606mm
M=S1/sinα2=1900/sin14。
=7719mm
K1=R’α2/57.3=9000×
（14。
/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=37’49”
取低道平均坡度Id=11%。
，rd=arctanid=30’56”
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=β’-ra=15。
29’42”-37’49”=14。
51’53”
Ha=2000（cos37’49”-cos15。
29’42”）=726mm
La=Ra（sinβ’-sinr’a）=2000（sin15。
29’42”-sin37’49”）=5123mm
Ta=Ra×
tan（βa/2）=2000×
51’53”/57.3）=5188mm
低道竖曲线参数：
βd=β’+rd=15。
29’42”+30’56”=16。
0’38”
Ha=Rd（cosrd-cosβ）=9000（cos30’56”-cos15。
29’42”）=327mm
La=Rd（sinβ’+sinrd）=9000（sin15。
29’42”+sin30’56”）=2485mm
Td=Rd×
tan（βd/2）=9000×
tan（16。
38’/2）=1266mm
Kd=Rdβd/57.3=9000×
（16。
0’38”/57.3）=2515mm
2．最大高低差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3×
3×
2=18米，起坡点间距暂设为0，则：
H=18000×
11%。
+18000×
9%。
=360mm
3．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+α2）sinβ’+m×
sinβ’’+ha-hd+H]/sinβ’=2359mm
两竖曲线的下端点（起坡点）的水平距离L2为
L2=L1×
cosβ’+Ld-Lg=-365mm
由计算结果看出，L2〈1000，间距较大，故Ra取值为20000合适，负值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
1．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x
tanrd=（x-Δx）/Lna=0.009
tanra=（H-Δx）/Lna=0.011
式中Δx=Li×
id=365×
0.009=3.285mm
将Δx代入上述两式：
求得x=164mm,Lna=178.8mm
2．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α1’=14。
K1=R1×
α1’/57.3=7100×
14。
58＇＇/57.3=1834mm
K2=R2×
α1’/57.3=9000×
58＇＇/57.3=2324mm
ΔKp=K2-K1=490mm
T1’=R1×
tan（α1’/2）=7100×
58＇＇/2）=922mm
T2’=R2×
tan（α1’/2）=9000×
58＇＇/2）=1169mm
3．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ΔKp=K2-K1=490mm，则低道存车线总长度为17818+490=18308mm，但具有自动滚动坡度的长度仍为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d
d=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、h2
m2=a1cosβ+（b1+L+a2+L1+Td）cosβ’cosa1’+（Td+c1+T’）cosa1’+T1’+d+Ln=52245mm
h2=（b1+L+a2+L1+Td）cosβ’sina1’+（Td+c1+T’）sina1’+S1=7664mm
2．纵断面线路的各点标高
设低道落于点（其坡点）标高Δ=±
提车线Δ2=Δ1+hd=327
Δ3=Δ2+（L+L1）sinβ’=3256
甩车线Δ3=Δ1+H=360
Δ4=Δ3+Ha=360+726=1086
Δ5=Δ4+msinβ”+T1×
sinβ’=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，计算无误差。
基本轨起点，Δ6=Δ5+（b1+a2）sinβ’=3256+（3500+3410）sin15。
29’42”=5110Δ7=Δ6+a1sinβ=5110+3340×
sin16=6031
Δ8=Δ7+LnDiD=18183×
0.009=164
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-WD
2
刮板输送机
SGZC730/320Z
3
液压支架
ZZ4000/18/38
长6.95宽1.42高4.2
150
4
端头支架
T1C5480-22/42
高10宽3.3高4.2
6
5
刮板转载机
SZZ-764/160
破碎机
PIM1000`650
7
胶带输送机
SSS1000/2×
160
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=120×
10^4/（300×
1.1）=3636.7吨
选用600mm截深
k1层采煤工作面日进尺
e=Qr/（L×
M×
C）
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，%
C）=3636.7/（240×
1.3）=3.58米
1.3）=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。
四、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：
工作面支架需用量：
240/1.5=160架
支架校核：
1强度校核：
P=（4~8）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
Pk1=6×
9.8=514.5
Pk3=6×
9.8=367.5
Pk1、Pk3均小于707KN,符合要求。
2高度校核
hmax=Hmax+（0.2-0.3）m
hmax-----支架最高距离，Hmax------采高最大高度。
Hmax1+（0.2~0.3）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
一、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。
二、工作面生产能力
日生产能力：
Qr=N×
L×
B×
C
N-------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=6×
0.6×
0.93=3656吨
K3Qr=6×
0.95=4001吨
年生产能力校核
QK1=Qr×
300×
K=3656×
1.1=1206480吨
QK3=Qr×
K=4001×
1.1=1320130吨
年生产能力均超过120万吨，满足一矿一面生产需求，经济效益显著。
三、运输设备及管理水平
工作面所用运输设备为国产成熟设备，技术先进，性能可靠，
完全可以保障生产需要，采区的生产技术人员要具备一定经验，认真组织施工。
四、顶板管理及通风能力
1．工作面选用液压支架为支撑掩护式，工作阻力大，技术可靠，
对顶板管理比较有利。
2．煤层瓦斯涌出量不大，设计的采区巷道具有足够的断面，且巷道风速不大于4m/s，通风能力满足生产需求。
五、巷道布置
加大工作面长度，可相对减少区段数，减少煤柱损失，提高采
出率。
增加经济效益，相对减少巷道掘进费、维护费，故工作面长度确定为240米。
第三节采煤工作面循环作业图表的编制
本节内容见大图，工作面层面图其中包括：
1．正规循环作业图表；
2．劳动组织人员表；
3．工作面生产设备配备表；
4．工作
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