1、采礦學課程設計說明書設計人：班 級：序 號：指導教師：安都勤目 錄設計條件3 第一章采區巷道布置4-第一節采區儲量與服務年限4第二節采區內的再劃分 7第三節 確定采區內準備巷道布置及生產系統8第四節采區中部甩車場線路設計14第二章采煤工藝設計20-第一節采煤工藝方式的確定20第二節工作面合理長度的驗算23第三節 采煤工作面循環作業圖表的編制24采礦學課程設計小結 25 參考文獻26 ,設計題目的一般條件某礦第一開采水平上山階段某采區自下而上開采K1、K2和K3煤層，煤層厚度、層間距及頂、底版巖性見綜合柱狀圖。該采區走向長度3600m，傾斜長度1100m ,采區內各煤層埋藏穩定，地質構造簡單，無

2、斷層，K1和K2煤層屬簡單結構煤層，硬度系數f=2 ,各煤層瓦斯涌出量較低，自然發火傾向較弱，涌水量也較小，設計礦井的地面標高為+30m,煤層露頭為-30m。第一開采水平為該采區服務的一條運輸大巷布置在k3煤層底版下方25m處的穩定巖層中，為滿足該采區生產系統所需的其余開拓巷道可根據采煤不同由設計者自行決設計題目的煤層傾角條件煤層平均傾角為 16 度。第一章采區巷道布置第一節采區儲量與服務年限一、采區生產能力：采區生產能力是采區準備方式中重要參數，它不僅對準備巷道布置有較大影響，而且是采煤方法和生產系統等經濟技術合理性的集中反應，確定采區生產能力的依據：（ 1 ）采區生產能力與煤層賦存條件及地

3、質條件相適應。（ 2 ）采區生產能力與采區內的合理的同采數目相適應。（ 3 ）采取生產能力與采區儲量相適應，以保證采區平衡生產的穩產期。綜上所述，采區生產能力定為 120 萬噸 / 年。二、采區的工業儲量、設計可采儲量1 、 設計可采儲量、計算工業儲量2Zg=SL Emi門（式 1-1 ）I=1式中Zg 工業儲量S 采區走向長度L 采區斜長m i 第 i 層煤的厚度ri 第 i 層煤的容重2Zg=SL 12 mmI=1=3600 X1100 x （3.5+2.5 ） X1.3=3088.8 （萬噸）可采儲量：Zu=（Zg-P）C （式 1-2 ）式中 Zu 采區可采儲量Zg 工業儲量C 采區P

4、 煤柱損失由P1P2P3P4P5構成：P1 采區上部留30 米防水煤柱；P2 采區下部留30 米大巷護巷煤柱；P3 采區左、右邊界煤柱各留 15 米；P4 采區上方保護煤柱，兩條上山間距10 米，兩邊各留 30米，共計 30+30+10=70 米；P5 區段煤柱損失，區段間留 10 米煤柱。數值為（no-1 ） X10米Zu=(Zg-P)C = （Zgi-Pi） Ci=3600 x 1100 x 3.5 x 1.3-（2 X 30+3 X 10） X 3600 X 3.5 X1.3-15+70）1000*3.5*1.3 X0.75+3600 X1100 X2.5X 1.3-（2 x 30+3

5、x 10） x 3600 x 2.5 x 1.3-（2.15+70） x 1100 x 2.5 x 1.3 X0.80=2120.0075（ 萬噸 ）三、計算采區的服務年限采區的準備時間較長，投資巨大。服務年限短，將造成礦井生產接替困難， 采區應保證一定服務年限， 以保證礦井能夠均衡穩產高產。T=Z K/ （AK）（式 1-3 ）ZK 采區可采儲量；A 采區生產能力；K 儲量備用系數，取1.3-1.5 。此次設計中因地質條件較簡單，故取K=1.3T=Zk/AK=2120.0075/（120 X1.3） =13.59 年四、驗算采區采出率國家對采出率規定了控制指標， 厚煤層不低于 75% ， 中

6、厚煤層不低于 80% 。采區采出率二采區實際采出量/采區工業儲量x 100%驗算：mi 煤層采出率=Smi 區 xLmi 區 XmiXrX0.93 x8/SLm 1X100%=1750 X240 X3.5 X1.3 X0.93 X8/(3600 X1100 X3.5 X1.3) X100% =78.9%78.9%>75%, 符合規定。m3 煤層采出率=Sm3 區 XLm3 區 Xm3XrX0.93 x8/SLm 3rx100%=1750 X240 X2.5 X1.3 X0.95 X8/(3600 X1100 X2.5X1.3) X100%=80.6%80.6%>80% ，符合規定。

7、第二節 采區的再劃分一、 確定采區的區段數合理的工作面長度能為工作面高產高效創造條件，在一定范圍內增加工作面長度能獲得較高產量并提高效率，降低成本，同時加大工作面長度，可以相對減少區段數目，減少巷道掘進量， 本設計采用綜采工藝， 其工作面長度一般為 180-250 米， 因此決定采用 4 個區段。(I-P1-P2) /4=(1100-30-30)/4=260 米設計中上下區段煤柱寬 10 米，區段平巷寬取5 米，所以工作面長度為 260- (10+2 X5) =240 米區段平巷采取雙巷掘進方式，因為區段走向長度較長，故采用雙巷掘進，這樣安全系數高一些，有利于通風、行人、運輸等。設計采區為雙翼

8、采區，區段走向長度為3600- (2X30+10+15 X2) /2=1750 米其中3600為區段走向長度，30為運輸、軌道上山的保護煤柱，15 為采區左右邊界煤柱。二、確定采區內同采工作面的個數及接替順序現代化礦井生產提倡高產高效，一礦一面，減少工作人員，提高 人均產煤量，故本設計采用單面達產，滿足礦井的生產需求，采區內 各工作面布置如下：Ki煤層K3煤層1110111102111031110411105111061110711108工作面接替順序1130111302113031130411305113061130711308Ki 煤層 11101-11102-11103-11104-11

9、105-11106-1110711108K 煤層 11301-11302-11303-11304-11305-11306-11307-11308對于K3煤層，煤厚2.5米，可適當增加進刀數以達產。第三節 確定采區內準備巷道布置及生產系統一、完善采區所需的開拓巷道：在采區上部煤層底版25米處布置回風大巷，通過回風石門與工作面相連，在采區下部煤層底版25米處布置運輸大巷。二、確定采區巷道布置系統，就上山數目、位置提出兩個布置方案進行比較：方案一：兩條上山，一煤一巖，聯合上山布置，運輸上山布置于K3煤層內，軌道上山布置于煤層底板下 10米處。方案二：兩條上山，雙巖上山聯合布置，運輸軌道上山都布置在K

10、3底板下10米處。表一巷道掘進費單位：萬元方案項目方案一方案二巖石上山1070 X1 X1578=168.841070 X2X1578=337.69煤層上山1070 X1 X1284=137.39回風石門48.8 Xl152/sin16=20.4(21.3+2.5+25) X1152/sin16=20.4區段平巷831 X1750 X(16+16)=4653.6831 X1750 X2X2X4X2=4653.6區段石門1152 X21.3 X8/ sin16=71.221152 X77.28 X8=71.22總費用5051.455082.91表二碉室掘進費單位：萬元方案項目方案一方案二變電所(

11、2. 25X4.5+2.5+3.14/4X4.5A2 ) X10X114=5.367(2. 25 X4.5+2.5+3.14/4><4.5A2 ) X10X114=5.367采區煤倉3.14/4 X8 X8X14 X144=10.1310.13絞車房(2.75 X3.5+3.14/4 ><4.5A2 ) X12 X16A2=4.964.96總費用20.45720.457表二巷道及碉室維護費用表單位：萬元方案項目方案一方案二巖石上山1070 X40X13.59=58.1740 X1070 X2X13.59=116.33煤層上山1070 X90X13.59=130.87回風

12、石門177.04 X160 X13.59=38.50177.04 X80 X13.59=38.50區段石門77.28 X160 X13.59=16.8077.28 X160 X13.59=16.80米區胴室30X120 X13.59=8.5630X120 X13.59=8.56總費用252.9180.19方案一：合計費用：5051.45+20.46+252.9=5324.81 萬元方案二：合計費用：5082.91+20.46+180.19=5283.56 萬元(5324.81-5283.56)/5229.56 乂 100%=0.0079 乂100%=0.79%因為0.79%<1%,還有方

13、案一中選用一煤一巖上山，能盡快形成通風回路，有利于安全生產，掘進速度快，而且費用差價僅占0.79% ，所以選用一煤一巖上山。3、 確定回采巷道布置方式回采巷道單巷布置，存在長距離獨頭掘進，通風、供電困難，運料難度大， 沿空掘巷雖然具有煤損少等優點， 但是同樣具有上述問題。沿空留巷布置，由于采場老頂的周期來壓，維護極其困難，而雙巷布置方式， 較上述三種方式相對優越， 通風運料容易解決， 安全性提高，所以采用雙巷布置4、 采區巷道布置平面圖內，工作面推進到位置距離上山 30 米處，見簡圖。2114-運輸上山7-采區中部車場10-軌道石門;5-軌道上山;8-回風石門;12-下區段平巷;6 -采區中部

14、車場;9 -運輸石門;15-采區煤倉五、采區內上、下區段交替期間同時生產時通風系統，見簡圖上區段通風路線：5616工作面17一2下區段通風路線：新風-工作面-12-10-18-4-2六、 采區上部、下部車場選型采區上部車場選用順向平車場，車輛運行順當，調車方便。采區下部車場選用大巷裝車式下部車場，調車方便，線路布置緊湊，工程量小。1 噸礦車容積：1.1M 3軸距：550mm緩沖器：單列彈簧式外形尺寸：2000 X880 X1150第四節 采區中部車場設計1、 軌距大巷（雙軌） ，采區軌道，上山（單軌） ，區段石門（單軌）均選用 600mm 軌距。2、 軌道上山作輔助提升，一次提升一噸礦車3 個

15、，設備型號軌型：15Kg/M礦車：MGCH-6A 型技術特征：型號：MGC1.1-6A軌距：600mm牽引高度：320mm最大牽引力： 60KN車輪直徑： 300mm質量： 592Kg3、 中部車場設計(一)斜面線路聯接系統各參數計算：1 道岔選擇及角度計算：由于是輔助提升，兩組道岔場車場選取DK615-4-12( 左)道岔。道岔參數 尸 2=14。15' , a產a2=3340,b 產b 2=3350.斜面線路一次回轉角認i = 14。15'斜面線路二次回轉角 i + %2= S = 2 8。3 0 '一次回轉角 1的水平投影角 1'為：ai' =ar

16、ctan(tan od/cos 份=arctan(tan14 15'/cos16)= 1447'58 ”式中B為軌道上山的傾角，B = 16度.二次回轉角S的水平投影角S '為：S' = arctan(tan (001+002) / cos 3)= arctan(tan 2 83 0 '/cos 1 6 )= 21。2 7 ' 3 3 / /一次偽傾斜角B '為6 = arcsin(cos a1 Xsin B)= arcsin(cos14 15' Xsin16)= 1529'42 ''一次偽傾斜角B 

17、9;'為3''= arcsincos( oci+ a2)Xsin 向=arcsincos 2 8 ° 3 0 ' Xsin10= 14 0 1'6 ''2 .斜面平行線路聯結點各參數本設計采用中間人行道，線路中心距Si = 1 9 0 0 mm ,為簡化計算，斜面聯結點線路中心距取S1相同值，斜面聯結點曲線半徑 R =900mm, 故有B=SiCtg a2=1900 xCtg14。15'=7481mmTi=R' tan( %2/2)=900 xtan(14。15'/2)=1125mmL=B 1+T1=86

18、06mmM=S 1/ sin %2=1900/sin14。15'=7719mmK尸R' “2/57.3=9000 X(14。15'/57.3)=2238mm(二)豎曲線相對位置：1 .豎曲線各參數取高道平均坡度ia=11% 。 ， ra=arctan i a=37 49”取低道平均坡度Id=11% 。 ， rd=arctan i d=30 56”取低道豎曲線半徑： R d =9000mm暫定高道豎曲線半徑：R a=2000mm高道豎曲線各參數：Ra= B' -ra=15。29' 42” -37 ' 49” =14。51 ' 53”Ha=2

19、000(cos37 49” -cos15 。 29 42” )=726mmLa= R a(sin 3' -sinr ' a)=2000(sin1529' 42” -sin37 ' 49")=5123mmTa=RaXtan(由=2000 xtan(14。51 ' 53” /57.3)=5188mm低道豎曲線參數：租=B' +rd =15。29' 42" +30 ' 56” =16。0' 38”Ha=Rd(cosr d-cos B )= 9000(cos30 56” -cos15 。29 42” )=327

20、mmLa= Rd(sin 3' +sinr d)=9000(sin1529' 42" +sin30 ' 56 ")=2485mmTd=RdXtan(口=9000 xtan(16 38' /2)=1266mmKd=Rd 加57.3=9000 X(16 0' 38” /57.3)=2515mm2 .最大局低差H由于是輔助提升，儲車線長度按3 鉤提絞考慮，每次提絞3 輛1噸礦車，故高、低道儲車線長度不小于3X3X2=18米，起坡點間距暫設為 0,則：H=18000 X11%。+18000 X9%。=360mm3 .豎曲線的相對位置兩豎曲線上

21、端點的斜面距離L1 為：L1= (T1-Lr+ a2)sin B'+m Xsin 3' +h a-h d+H/sin 3 =2359mm兩豎曲線的下端點(起坡點)的水平距離L2 為L2=Li Xcos B'+Ld- Lg=-365mm由計算結果看出，L21000 ,間距較大，故Ra取值為20000合適，負值表明低道起坡點超前于高道起坡點，其間距滿足要求，說明前面所選Rg 為 20000mm 合適。(三)低道存車線各參數閉合點 0 的位置閉合點的位置，計算如下圖設低道的高差為xtanrd=(x- Ax)/L na=0.009tanr a=(H- Ax)/L na=0.01

22、1na=178.8mm式中 Ax=LiXid=365 X0.009=3.285mm將Ax代入上述兩式：求得x= 164mm, L2 .平曲線各參數：取平曲線外半徑R外=9000mm平曲線內半徑 R內=9000-1900=7100mm平曲線轉角 i'=14。4758Ki=RiX a'/57.3=7100 X14 47'58 ” /57.3=1834mmK2=R 2 Xai 757.3=9000 X14 47'58 一 /57.3=2324mmAKp= K2-Ki=490mmTi' = Ri Xtan( ai72)=7100 xtan( 14 47'

23、58 " /2)=922mmT2' = R2Xtan( ai 72)=9000 xtan( 14 47'58 一 /2)=1169mm3 存車線長度高 道 存 車 線 長 度 為 17818 ， 低 道 存 車 線 長 度 為Lhd=17818+365=18183mm,由于存車線處于曲線段， 高道存車線處于外曲線，外曲線和內曲線弧長差為 Kp= K2-Ki=490mm ,則低道存車線總長度為 17818+490=18308mm， 但具有自動滾動坡度的長度仍為 17818 。線段長度為 490mm 為平坡，并位于閉合點 o 之前。4 .存車線直線段長度dd= L hd

24、-C 1-K1式中 Lhd 低道存車線總長度。Lhd =18183mm;C1 取豎直線間插入段。C1 取 2000mm;d= L hd-C1-K1=14349mm即在平曲線終止后， 接 14349 的直線段， 然后接存車線第三道岔的平行線路聯接點。5 存車線單開道岔平行線路聯結點長度Lk選存車線道岔為 DK615-4-12 ，則Lk=G3+B+T 1=11946mm四、 甩車場線路總平面輪廓尺寸及坡度1 .總平面輪廓尺寸m2、h2m2=a icos 3+(b i+L+a 2+L i+T d)cos3' cosa 1' +(Td+ci+T' )cosai' +Ti

25、' +d+L n=52245mmh2=( b i+L+a 2+L i+T d) cos 3' sina i ' +(Td+ci+T' )sin ai' +Si =7664mm2 .縱斷面線路的各點標高設低道落于點(其坡點)標高A=±0提車線 A2= Ai+ h d=327A3= A2+ (L+L i)sin 3' =3256甩車線 A3= Ai+ H=360A4= A3+ Ha=360+726=i086A5= A4+ msin 3" +T i Xsin 3' =3256由計算結果看出，提車線的5點標高與甩車線5點標高相

26、同，故 標高閉合，計算無誤差。基 本軌起 /電, A6= A5+ ( bi+a2)sin 3' =3256+(3500+34i0)sini5029' 42" =5ii0 A7= A6+a isin 3=5ii0+3340 Xsini6=603i8= 7+LnDiD = i8i83 X0.009=i64五、平面圖與坡度圖見附圖第二章采煤工藝設計第一節采煤工藝的確定一、采煤工藝設計采區的地質條件較好，無大的地質構造，采用綜采，可以實 現高采、高效、安全、低耗、且勞動條件好，勞動強度較小，因此采 區使用綜采工藝。二、設備選型選用國產設備見下表序號名稱型號尺寸數量1采煤機MG

27、200/500-WD12刮板輸送機SGZC730/320Z13液壓支架ZZ4000/18/38長 6.95 寬 1.42 高 4.21504端頭支架TiC5480-22/42高10寬3.3高4.265刮板轉載機SZZ-764/16016破碎機PIM1000 '65017膠帶輸送機SSS1000/2 X1601三、采煤與裝煤1 .落煤方式：機械落煤2 .確定截深：工作面日產量=120 X10八4/ (300 X1.1 ) =3636.7 噸選用 600mm 截深k1 層采煤工作面日進尺e=Q r/(L XM xr XC)e 采煤工作面日進尺，米；Qr 工作面日生產能力；L 工作面長度；M

28、 煤層厚度；C 采區采出率，%e=Q r/(L XM XrXC)=3636.7/ (240 X3.5 X0.93 X1.3) =3.58 米k1 層采煤工作面日進尺e=Q r/(L XM Xr XC)=3636.7/ (240 X2.5 X0.93 X1.3) =4.91 米k3煤層采出率采用0.93; k2煤層采出率為0.95日進刀數k1 為 3.58/0.6=6 刀；k3為4.91/0.6=8.2 刀，取9刀，則進尺5.4米。循環方式：四六制、三班生產，一班檢修。3 .進刀方式端部割三角煤斜切進刀，往返一次進兩刀。運煤使用刮板輸送機、轉載機、破碎機、膠帶輸送機運煤。五、 支護液壓支架型號：

29、 ZZ400/18/38架中心距： 1.5 米移架方式：順序移架支護方式：為防止片幫和冒頂，因此選用及時支護。端頭支架型號：T1C5480-22/42工作面支架需用量： 240/1.5=160 架支架校核： 強度校核：P=(48)Mr式中 M 采高， 3.5 米 r 容重， 2.5t/m 3因為地質條件較好，按6 倍采高計算Pki=6 X3.5X2.5 X9.8=514.5Pk3=6 X2.5 X2.5 X9.8=367.5Pk1 、 Pk3 均小于707KN, 符合要求。 高度校核h max =H max +(0.2-0.3)mh max - 支架最高距離， H max - 采高最大高度。Hmax1 +(0.20.3)m;H 取 3.5 米，頂板距離取300mm ，3.5+0.3=3.8 米， 支架 hmax所以符合規定。第二節 工作面合理長度的驗算1、 地質條件地質構造簡單，采區內無較大地質變化，煤層厚度穩定，而且傾角 16 度，不大且穩定，工作面適當加長可增加效益。2、 工作面生產能力日生產能力：Qr=N XLXMXBXrXCN 每日循環數；M 采高；B 循環進尺截深； r 容重；C 工作面采出率。K1 Qr=6 X