采矿学专业课程设计.docx
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采矿学专业课程设计
采矿学课程设计
站点：
山西机电
班级：
级
专业：
采矿工程
学号：
姓名：
穆彦亮
二〇一七年六月
序论
一、目
1、初步应用《采矿学》课程所学知识，通过课程设计，加深对《采矿学课程理解。
2、培养采矿工程专业学生动手能力，对编写采矿技术文献，涉及编写设计阐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阐明书及绘制毕业设计图纸打基本。
二、设计题目
1、设计题目普通条件
本采区南以F4断层为界，北以相邻采区煤柱为界，上部标高-50m以上为风化带煤柱，下部边界为水平煤柱。
采区走向长度2100m，倾斜平均长度960m,倾角平均为12°。
采区共有两层煤，区内地质构造简朴，为单斜构造，无断层和褶曲。
采区内无大含水层和地下水，开采条件较好。
运送和回风石门标高分别是-250m和-50m。
采区生产能力自定。
煤层特性
本采区内赋存4，5号两层煤，4号煤层和5号煤层均为中厚煤层。
煤层埋藏稳定，构造简朴，煤质中硬，自然发火期为3-12个月。
煤岩爆炸指数为34-70％。
煤层瓦斯含量小，采区所属矿井为低瓦斯矿井。
三、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；
3、采煤工艺设计及编制循环图表
四、进行方式
学生按设计大纲规定，任选设计题目条件中煤层倾角条件1或煤层倾角条件2，综合应用《采矿学》所学知识，每个人独立完毕一份课程设计。
第一章采区巷道布置
第一节区储量与服务年限
1、采区生产能力选定
依照规定采区上部煤柱为10m下部煤柱留10m，故剩余倾斜长度为：
960-20=940m
N=940/220+4*2=4.1取分4个区段
采煤工艺选用综合机械化采煤，工作面长度取220m。
采区生产能力A0=LV0MrC0取第四层先生产
A0=220*1200*2*1.3*0.95=65.2≈65万吨/a
2、采区工业储量、设计可采储量
（1）采区工业储量
Zg=H×L×（m4+m5）×γ（公式1-1）
式中：
Zg----采区工业储量，万t；
H----采区倾斜长度，960m；
L----采区走向长度，2100m；
γ----煤容重，1.30t/m3；
M4----K1煤层煤厚度，为2米；
M5----K3煤层煤厚度，为2.50米；
Zg=960*2100*1.3*（2+2.5）=1179.3万吨
（2）采区设计可采储量
Zk=（Zg-P）×C（公式1-2）
式中：
Zk----采区设计可采储量，万t；
Zg----采区工业储量，万t；
P----采区煤柱损失量，万t；
C----采区采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%
（阐明：
采区煤柱涉及区段煤柱、采区上下边界煤柱、采区两侧边界煤柱及维护上山煤柱。
由于K4、K5煤层都为中厚煤层，因而C值取0.8）
PK4=2*20*3*940*1.3+15*2*940*1.3+2*30*940*1.3+2055*10*2*2*1.3=36.3万吨
PK5=2.5*20*3*940*1.3+15*2.5*940*1.3+2055*10*2*2.5*1.3+2.5*30*940*1.3=45.4
P=PK4+PK5=36.3+45.4=81.7万吨
ZK=（1179.3-81.7）*0.8=878万吨
（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，万t；
ZK----设计可采储量，万t；
K----储量备用系数，取1.3。
T=878/65*1.3=10.3a取
（4）验算采区采出率
采区采出率
C=（Zg-P）/Zg（公式1-4）
式中：
C-----采区采出率，%
Zg----采区工业储量，万t
P----采区煤柱损失量，万t
C=（1179.3-81.7）/1179.7=0.93>0.8
（符合国家对采区采出率规定。
）
第二节采区内再划分
1、拟定工作面长度
以拟定工作面长度为220m
2、拟定采区内区段数
拟定采区内区段数为4段
3、工作面生产能力
工作面日生产能力：
Qr=A／（T×1.1）（公式1—6）
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）=650000／（300×1.1）=1969.7t／d
4、拟定采区内同采工作面数及工作面接替顺序
生产能力为65万t/a,且工作面生产能力为1969.7t／d。
当前开采准备系统发展方向是高产高效生产集中化，采用提高工作面单产，以一种工作面产量保证采区产量，因此定为采区内一种工作面生产。
工作面布置（双翼布置）图如下图所示：
K4煤层
K5煤层
1401
1402
1501
1502
1403
1404
3303
1504
1405
1406
3305
1506
1407
1408
1507
1508
工作面接替顺序：
左右交替，左边开采，右边准备；采区内自上而下开采，先采完上区段，后开采下区段；煤层间自上而下开采，先采K4煤层后采K5煤层最后达到高产高效。
工作面接替顺序如下表所示：
1401→1402→1403→1404→1405→1406→1407→1408→1501→1502→1503→1504→1505→1506→1507→1508
（阐明：
以上箭头指向表达工作面接替顺序。
）
第三节拟定采区内准备巷道布置及生产系统
1、依照所选题目条件，完善开拓巷道
为了减少煤柱损失提高采出率，利于灭灾并提高经济效益，依照所给地质条件及采矿工程设计规划，-50标高开掘一条阶段回风大巷。
第一开采水平为该采区服务一条运送大巷，布置在-250标高处
2、拟定巷道布置系统及采区布置方案分析比较
按采区上山数目、位置不同提出两个方案：
方案一：
在K4煤层中开掘一条轨道上山，在距K4煤层10m处底板岩层中开掘一条运送上山，即一煤一岩上山，如下图所示
方案二：
在K4煤层中开掘两条上山（轨道上山与运送上山），即双煤上山，如下图所示
（1）两种方案在经济上比较
工程量表：
序号
工程名称
单位
数量
工程量
计算式
1
轨道上山
巷道宽4m1.5=自巷道底板算起墙高
2
掘进=960m
100m³
117.504
11750.4
12.24*960=11750.4
3
半圆拱断面积
12.24
S=4*（0.39*4+1.5）=12.24
4
树脂药卷锚杆架设Φ20*mm
100根
146.88
（12.24*960/0.8）/100
5
树脂锚杆制作Φ20*mm
100根
149.81
（12.24*960/0.8）*1.02/100
6
喷射混凝土墙
100m³
4.32
2*1.5*0.15*960/100
7
喷射混凝土拱
100m³
9.382
1.57（4+0.15）*0.15*960/100
8
钢筋网制作铺设
t
56.92
（1.57*4+2*1.5）*960*6.39/1000
（6.39KG/㎡）
费用表：
工程名称
数量
工程量
煤绗单价
岩巷单价
煤巷费用
岩巷费用
掘进=960m
117.504
11750.4
5006
12399
58.82
145.68
半圆拱断面积
12.24
树脂药卷锚杆架设Φ20*mm
146.88
2869
2869
42.14
42.14
树脂锚杆制作Φ20*mm
149.81
4230
4230
63.36
63.36
喷射混凝土墙
4.32
61171
61171
26,42
26.42
喷射混凝土拱
9.382
70446
70446
67.03
67.03
钢筋网制作铺设
56.92
2540
2540
14.45
14.45
比较
方案一
方案二
544.44
601
100%
110.8%
（阐明：
由于其他各项费用基本相似，因此不进行比较。
）
可得出双煤上山费用是一煤一岩上山1.10倍，在费用上多余10%，即一煤一岩上山在经济上比较占优势。
（2）两种方案在技术上比较
采区方案技术比较表
方案\项目
第一方案一煤一岩上山方案
第二方案双煤上山方案
1、掘进工程量
工程量大比第二方案多掘石门
工程量小
2、工程难度
困难
较容易
3、通风距离
较长每区段增长了通风距离
短
4、管理环节
多
少
5、巷道维护
一条煤层上山，维护工程量较大，费用较高
维护工程量大，维护费用高
7、工程期
岩石上山掘进速度慢，工程期较长
双煤上山掘进快，投产快
当采用双煤上山布置时，由于最下部K4煤层为维护条件较好中厚煤层，煤质中硬，且顶部为稳定灰色粉砂岩，因此上山布置在K4煤层中，维护相对容易，且上山掘进速度快，可实现早投产。
如果采用一煤一岩上山布置，虽运送上山为岩巷，较容易维护，但其掘进速度慢，不利于早投产，且工作量大。
并且两个方案总费用相差不大。
综合经济和技术比较，最后决定将采区上山布置在K4煤层中，即采用双煤上山，两条上山间距为20m，上山两侧各留20m保护煤柱。
3、拟定工作面回采巷道布置方式及工作面推动终点位置
依照煤层储存条件可知，K4煤层厚2m，K5煤层厚2.5m，都为中厚煤层，瓦斯含量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小，易于维护。
工作面走向推动长度为993m左右，采用单巷布置，且一种工作面就可以达到设计生产能力规定。
综合考虑，回采巷道布置方式采用单巷沿空掘巷。
4、在采区巷道布置平面内，工作面布置及推动到位置应以达到采区设计产量为准。
该采区采用双翼开采，在采区两侧各留15m煤柱，因左侧有大断层故多留15m煤柱，开始布置工作面，进行推动。
由于采区上山布置在K4煤层中，在离上山20m处停采，留20m煤柱保护采区上山，两条上山中间留20m保护煤柱。
K1、K3煤层相距20m左右，由于相距较近，因而两层煤所留煤柱相似，工作面布置及推动到位置也同样。
5、采区内上、下区段工作面交替期间同步生产时通风系统图
采区内上下区段工作面交替期间同步生产时通风系统图如下图所示
6、采区上、下部车场选型
采区上部车场选用单向甩车场；采区下部车场选用大巷装车顶板绕道式下部车场。
第四节采区中部甩车场线路设计
1、斜面线路联接系统参数计算
该采区开采近距离煤层群，倾角为12°。
铺设600mm轨距线路，轨形为15kg/m，采用1t矿车单钩提高，每钩提高3个矿车，甩车场存车线设双轨道。
斜面线路布置采用二次回转方式。
（1）道岔选取及角度换算
由于是辅助提高故道岔均选取DK615-4-12（左）道岔。
道岔参数为α1=14°15′，a1=a2=3340，b1=b2=3500。
斜面线路一次回转角α1=14°15′
斜面线路二次回转角δ=α1+α2=14°15′+14°15′=28°30′
一次回转角水平投影角α1′=arctan（tanα1/cosβ）=14°47′58″（β为轨道上山倾角16°）
二次回转角水平投影角δ′=arctan（tanδ/cosβ）=29°17′34″（β为轨道上山倾角16°）
一次伪倾斜角β′=arcsin（sinβcosα1）=arcsin（sin16°cos14°15′）=15°29′42″
二次伪倾斜角β″=arcsin（sinβcosδ）=arcsin（sin16°cos28°30′）=154°1′6″
为了使计算直观简便，做出车场线路布置草图如图1-8：
图1-8中部甩车场线路计算草图
（2）斜面平行线路联接点参数拟定如图1-9：
本设计采用中间人行道，线路中心距S=1900mm，为简化计算，斜面联接点距中心距与线路中心距相似，曲线半径取R′=9000mm，则各参数计算如下：
B=Scotα=1900×cot14°15′=7481mm
m=S/sinα=1900/sin14°15′=7719mm
T=Rtan（α/2）=9000×tan（14°15′/2）=1125mm
n=m-T=7719-1125==6594mm
c=n-b=6594-3500=3094mm
L=a+B+T=3340+7481+1125=11946mm
（3）竖曲线相对位置
竖曲线相对参数：
高道平均坡度：
ia=11‰,rg=arctania=37′49″
低道平均坡度：
id=9‰,rd=arctanid=30′56″
低道竖曲线半径：
Rd=9000mm
取高道竖曲线半径：
Rg=0mm
高道竖曲线参数：
βg=β′-rg=15°29′42″-37′49″=14°51′53″
hg=Rg（cosrg-cosβ′）=0（cos37′49″-cos15°29′42″）=725.71mm
Lg=Rg（sinβ′-sinrg）=0（sin15°29′42″-sin37′49″）=5123.08mm
Tg=Rg×tan（βg/2）=0×tan（14°51′53″/2）=2609.03mm
Kg=Rg×βg/57.3°=5188.38mm
低道竖曲线参数：
βd=β′＋rd=15°29′42″-30′56″=16°38″
hd=Rd（cosrd-cosβ′）=9000（cos30′56″-cos15°29′42″）=326.75mm
Ld=Rd（sinβ′-sinrd）=9000（sin15°29′42″＋sin30′56″）=2485.37mm
Td=Rd×tan（βd/2）=9000×tan（16°38″/2）=1265.71mm
Kd=Rd×βd/57.3°=2514.75mm
最大高低差H：
由于是辅助提高，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不大于3×3×2=18m，起坡点间距设为零，则有：
H=18000×11‰+18000×9‰=360mm
竖曲线相对位置：
L1=[（T-L）sinβ+msinβ″+hg-hd+H]=2358.83mm
两竖曲线下端点（起坡点）水平距离为L2，则有
L2=L1cosβ′+Ld-Lg=2358.83×cos15°29′42″+2485.37-5123.08=-364.61mm
负值表达低道起坡点超前与高道起坡点，其间距满足规定，阐明S选用mm适当。
（4）高低道存车线参数拟定
闭合点O位置计算如图1-10：
图1-10闭合点联接
设高差为X，则：
tanrd=（X-△X）/Lhg=0.009
tanrg=（H-X）/Lhg=0.011
△X=L2×id=364.61×0.009=3.281mm
将△X带入则可得X=163.80mm，Lhg=17835.93mm
（5）平曲线参数拟定
取曲线外半径R1=9000mm
取曲线内半径R2=9000-1900=7100mm
曲线转角α=14°47′58″
K1=R1α/57.3°=9000×14°47′58″/57.3°=2324.52mm
K2=R2α/57.3°=7100×14°47′58″/57.3°=1833.79mm
△K=K1-K2=2324.52-1833.79=490.73mm
T1=R1tanα/2=1168.85mm
T2=R2tanα/2=922.09mm
（6）存车线长度
高道存车线长度为Lhg=17835.93mm；
低道存车线长度Lhd=Lhg-L2=17835.93+364.61=18200.54mm；
存车线处在曲线段处，高道存车线处在外曲线，外曲线和内曲线得弧长之差为
△K=K1-K2=2324.52-1833.79=490.73mm
则有低道存车线得总长度为
L=Lhg＋△K=17835.93+490.73=18326.66mm
具备自动下滑得长度为17835.93mm，平破长度为490.73mm，应在闭合点之前。
存车线直线段长度d:
d=Lhd-C1-K2=18200.54--1833.79=14366.75mm
在平曲线终结后接14366.75mm得直线段，然后接存车线第三道岔得平行线路联接点。
存车线单开道岔平行线路连接点长度Lk：
存车线单开道岔DK615-4-12，。
则Lk=a+B+T=3340+7481+1125=11946mm
（7）甩车场线路总平面轮廓尺寸及坡度：
M2=a×cosβ+（b+L+a+L1+Td）cosβ′cosα+（Td+C1+T1）cosα+T1+d+Lk
=3340×cos16°+（3500+8606+3340+2358.83+1265.71）×cos15°29′42″×
cos14°47′58″+（1265.71++922.09）×cos14°47′58″+
922.09+14366.25+11946
=52262.07mm
H2=（b+L+a+L1+Td）cosβ′sinα+（Td+C1+T1）sinα+S
=（3500++3340+2358.83+1265.71）×cos15°29′42″×sin14°47′58″+
（1265.71++922.09）×sin14°47′58″+1900
=7663.97mm
（8）线路各点标高
设低道起坡点标高△1=±0；
提车线△2=△1+hd=326.75mm
△5=△2+（L+L1）sinβ′=326.75+（8606+2358.83）×sin15°29′42″
=3256.05mm
车线△3=△1+H=0+360=360mm
△4=△3+hg=360+725.71=1085.71mm
△5=△4+m×sinβ″+T1×sinβ′=1085.71+7719×sin14°1′6″+
1125×15°29′42″=3256.05mm
由计算成果可以看出提车线得5标高点与甩车线得5标高点相似，故标高闭合，满足设计规定。
轨起点△6=△5+（b+a）sinβ′=3256.05+（3500+3340）×sin15°29′42″=5110.1mm
△7=△6+a×sinβ=5110.1+3340×sin16°=6030.73mm
车线△8=△1+Lhd×id=0+18200.54×0.009=163.8mm
△9=△8=163.80mm
（9）依照上述计算成果，绘制甩车场平面图和坡度图如图1-11，其坡度图如图1-12：
第第二章．采煤工艺设计
第一节采煤工艺方式拟定
1、选第一种煤层，即K4煤层,进行采煤工艺设计，布置采煤工作面
由于K4煤层厚2m，煤质中硬，因而采用综合机械化采煤，一次采全高。
工作面回采工艺流程为：
采煤机向上割煤、移架→采煤机向下装煤→推移刮板输送机→斜切进刀→推移刮板输送机。
2、综采工作面设备选用国产设备。
由于设备资料来源因素，选用国产综采设备。
各设备技术参数
（1）采煤机MG300AW（鸡西煤机厂）
采高
1.5～3.0m
适应倾角
≤35°
截深
630mm
滚筒直径
1.6m
控顶距
1500mm
牵引方式
交流变频调速无链双驱动电牵引
牵引力
360kN
牵引速度
0-6m／min
滚筒中心距
8934mm
机面高度
1200mm
（2）液压支架FJ4*457-1.64/3.5（重庆庆阳机械厂）
型式
支撑掩护式
支撑高度
164～3.5m
宽度
1.42～1.59m
煤层厚度
中厚煤层
初撑力
3721KN
工作阻力
4479kN
支架中心距
1500mm
支护强度
0.83Mpa
适应煤层倾角
＜18°
泵站工作压力
30Mpa
（3）工作面刮板输送机SGZ800/1050（张家口煤机厂）
出厂长度
220m
运送能力
500t／h
链速
1.07m
中部槽规格
1500×764×222mm
刮板链型式
中双链
与采煤机配套牵引方式
无链
（4）破碎机PEM1000*650（张家口煤机厂）
破碎能力
600t／h
（5）胶带输送机S-100/260（西北煤机厂）
输送长度
1000m
输送量
700t／h
带速
2.5m／s
（6）端头支架：
PDZ
（7）高压开关柜KBZ－450／1140Y
（8）转载机:
SZB-730/75（张家口煤机厂）
输送长度
25m
输送量
630t／h
带速
m／s
（9）液压泵站：
XRBZB80/35
公称压力
35mpa
3、采煤与装煤
（1）拟定采煤工艺、截深及日进刀数
采用综合机械化采煤，采煤机落煤和装煤。
根据选用设计生产能力拟定工作面每天推动度为：
（公式2—1）
式中：
V——采煤工作面每天推动度，m／d
Qr——采煤工作面日生产能力，t／d
L——采煤工作面长度，m
M——采煤工作面采高（取K4煤层厚度2m）
γ——煤容重，t/m3
C——工作面采出率（由于K3煤层为中厚煤层，因而C值取0.95）
则：
V=1969.7/220*2*1.3*0.95=3.62m/d
因选用采煤机截深为630mm，若每日推动八刀，共推动0.63×8=4.8m，可满足每天至少推动3.62m规定。
（2）拟定进刀方式
为了合理运用工作时间，提高工作效率，采用割三角煤工作面端部斜切进刀方式，并采用及时支护。
进刀深度0.63m。
采煤机进刀示意图如图所示，进刀过程如下：
a、当采煤机割至工作面端头时，其后输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处沿留有一段下部煤（如图a所示）；
b、调换滚位置，前滚筒降下、后滚筒升起、并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。
然后将输送机移直（如图b所示）；
c、再调换两个滚筒上、下位置，重新返回割煤至输送机机头处（如图c所示）；
d、将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上、下滚筒，返程正常割煤（如图d所示）
4、运煤
（1）支架选型
采用液压支架支护，选取工作面支架型号为：
FJ4*457-1.64/3.5，为支撑掩护式支架。
（2）移架方式
由于K4煤层上方有20m左右粉砂岩，因此选用依次顺序移架方式。
依次顺序移架方式:
采煤机割煤后依次顺序逐架前移。
这种方式操作简朴，容易保证支护质量。
（3）支护方式
由于K4煤层煤质中硬，为防止片帮和冒顶，因此选用及时支护方式，选用FJ4*457-1.64/3.5支撑掩护式支架。
（4）工作面支架需要量
工作面支架需要量
（公式2—2）
式中：
μ——工作面支架数目（取整数）
L——工作面长度，m
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