1、煤礦開采學課程設計說 明書姓 名：歡學 號：1班 級：采礦10-5指導教師：寶富第一章.帶區巷道布置第一節.帶區儲量與服務年限第二節.帶區的再劃分第三節.確定帶區準備巷道布置及生產系統第四節.第二章.采煤工藝設計第一節.采煤工藝方式的確定第二節.工作面合理長度的確定第三節.采煤工作面循環作業圖表的編制序論一、目的1、初步應用采礦學課程所學的知識，通過課程設計，加深對采礦學課程的理解。2、培養采礦工程專業學生的動手能力，對編寫采礦技術文件，包括編寫設計說明書及繪制設計圖紙進行初步鍛煉。3、 為畢業設計中編寫畢業設計說明書及繪制畢業設計圖紙打基礎。二、設計題目某礦第一開采水平上山階段某帶區自上而下

2、開采Kl 和 K2 煤層，煤層厚度、層間距及頂底板巖性如下表所示。該帶區走向長度3000m傾斜長度1100m帶區各煤層埋藏平穩，地質構造簡單，無斷層， ki煤層屬簡單結構煤層，硬度系數f=2, K2煤層屬中硬煤層，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。 第一開采水平為該帶區服務的一條運輸大巷布 置在K2煤層底板下方20m處的穩定巖層中。煤層平均傾角為 8設計帶區煤層及頂底板情況厚 度 (m)巖性描述8.6 0灰色泥質頁巖，砂頁巖互層8.4 0泥質細砂巖，碳質頁巖互層0.2 0碳質頁巖，松軟6.9K1 煤層，丫 =1.30t/m

3、34.2 0灰色砂質泥巖，細砂巖互層，堅硬7.8 0灰色砂質泥巖2.5 0K2煤層，煤質中硬，丫 =T =1.30t/m 33.2 0灰白色粗砂巖、堅硬24.68灰色中、細砂巖互層第一章 帶區巷道布置第一節 帶區儲量與服務年限1、帶區生產能力選定根據要求帶區上部煤柱為20m下部煤柱留30m,故剩余傾斜長度為:1100-50=1050m分三個帶區，每個帶區分六個分帶。采煤工藝選取綜合機械化采煤，工作面長度取160m。帶區生產能力 A 0 =LMX丫 CNA o =160*6.9*3.2*1.3*0.95*300=128.1 萬噸/a 弋 120 萬噸/aL 工作面長度。160m。M1 K 1 煤

4、層厚度， 6.9m 。X 日進度，3.2m。r - 煤的容重 ，1.30t/m3。C0 厚煤層回采率，不小于百分之93。N 年工作日， 300天。2、帶區的工業儲量、設計可采儲量(1) 帶區的工業儲量Zg1=H XLXM1X 丫式中：Zg1K1 煤層工業儲量，萬t ；H 帶區傾斜長度，1100m；L 帶區走向長度，3000m；丫 煤的容重，1.30t/m3 ;M1K1 煤層煤的厚度，為 6.9 米；Zg1=1100 X3000X 6.9 x 1.3=2960.1 萬噸Zg2=H XLXM2X 丫式中：Zg2K2煤層工業儲量，萬t ；H 帶區傾斜長度，1100m；L 帶區走向長度，3000m；丫

5、 -煤的容重，1.30t/m3 ;M2K2 煤層煤的厚度，為 2.50 米；Zg2=1100X 3000X 2.5 x 1.3=1072.5 萬噸Zg=Zg1+Zg2 Zg 帶區的工業儲量=2960.1+1072.5=4032.6 萬噸(2) 帶區設計可采儲量Zk=(Zg-P) x C式中：Zk 帶區設計可采儲量, 萬 t ；Zg 帶區工業儲量， 萬 t ；P 帶區煤柱損失量，萬t ；C 帶區采出率，厚煤層可取0.75. 中厚煤層 0.8(說明：采區煤柱包括區段煤柱、采區上下邊界煤柱、采區兩側邊界煤柱及維護上山煤柱。)PK1=3000X (20+30) x 6.9 x 1.3+ 1050 x

6、( 10+10) x 6.9 x 1.3=153.4 萬噸Pk2=3000X (20+30) x 2.5 x 1.3+ 1050 x ( 10+10) x 2.5 x 1.3=55.6 萬噸P=153.4+55.6=209 萬噸ZK1=(Zg1- PK1) XC = (2960.1-153.4 ) X 0.75=2105.0 萬噸ZK2=(Zg1- PK1) XC= (1072.5-55.6 ) X 0.8=813.5 萬噸Zk=Zk1+Zk2=2105.0+813.5=2918.5 萬噸(3) 采區服務年限T= Zk/(A x K)式中： T 采區服務年限， a;A采區生產能力，萬t ；ZK

7、設計可采儲量，萬t ；K儲量備用系數，取1.3 。T =2918.5/(120*1.3)=18.7a 取 19年(4) 驗算帶區采出率帶區采出率C=(Zg-P)/Zg式中：C 帶區采出率， %Zg 帶區的工業儲量，萬tP 帶區的煤柱損失量，萬tC=(4032.6-209 ) /4032.6=00.9480.8( 符合國家對帶區采出率的要求。 )第二節 帶區的再劃分1、確定工作面長度以確定工作面長度為 160m2、確定帶區分帶數共三個帶區，一個帶區分六個分帶3、工作面生產能力工作面日生產能力：Qr = A/(TX 1.1)式中： Qr 工作面生產能力， t dA采區生產能力，t/aT每年正常工作

8、日，300dQr = A /(T X 1.1)=1200000 /(300 x 1.1) =3636.4t /d4、確定帶區同采工作面數及工作面接替順序生產能力為120萬t/a,且工作面生產能力為3636.4t/d。目前開采準備系統的發展方向是高產高效生產集中化，采用提高工作面單產，以一個工作面產量保證采區產量，所以定為帶區一個工作面生產。工作面布置圖如下圖所示：K1煤層一帶區110111041102110511031106K1煤層二帶區111011071111110811121109K1煤層三帶區111311161114111711151118K2煤層一帶區12011204120212051

9、2031206K2煤層二帶區121012071211120812121209K2煤層二帶區121312161214121712151218工作面接替順序：跳采，一采一準；帶區自右而左開采，先采完一帶區，后開采二三帶區；煤層間自上而下開采，先采K1 煤層后采 K2煤層最終達到高產高效。工作面接替順序如下表所示：11011102 1103 110411051106110711081109 1110111111121113111411151116111711181201 1202f 1203f 1204f 1205f 1206f 1207f 1208 1209f 12101211 1212f 121

10、3f 1214f 121A 121A 1217f 1218（說明：以上箭頭指向表示工作面接替順序。 ）第三節 確定帶區準備巷道布置及生產系統1、完善開拓巷道為了縮短帶區準備時間并提高經濟效益， 根據所給地質條件， 在第一開采水平中， 把為該帶區服務的運輸大巷布置在K2 煤層底板下方20m的穩定巖層中，回風大巷與運輸大巷在同一水平。2、確定帶區巷道布置系統首先確定回采巷道布置方式，由于地質構造簡單，無斷層 , 煤層賦存條件好，涌水量較小，瓦斯涌出量較小，無自然發火傾向 , 直接頂較厚且易跨落。同時為減少煤柱損失，提高采出率，降低巷道維護費用，采用沿空掘巷的方式。 因此采用工作面布置圖所示工作面接

11、替順序， 就能彌補沿空掘巷時工作面接替復雜的缺點。3、帶區布置方案分析比較確定帶區巷道布置系統，每一層都布置18 個工作面，根據相關情況初步制定以下兩個方案進行比較：方案一：分帶單獨布置每一個分帶分別開斜巷進入上部煤層，每一個分帶都布置一個煤倉 直通運輸大巷。通風系統為：新風從運輸大巷一進風行人斜巷一煤層運輸平巷一分帶運輸斜巷一采煤工作面一分帶運料斜巷一回風斜巷一回風大巷。該方案的特點是，每個分帶都布置了煤倉，所以管理較復雜，煤倉和聯絡斜巷工程量大，但有利于通風和工作面的接替。方案二：帶區布置每個煤層分成三個帶區， 每個帶區分成6 個小分帶。 運輸大巷通過進風行人斜巷進入煤層，在煤層布置兩條平

12、巷，一條帶區煤層運料平巷，一條煤層運煤平巷。一個帶區布置一個煤倉直通運輸大巷。通風系統為：新風從運輸大巷一進風行人斜巷一煤層運煤平巷一分帶運輸斜巷一采煤工作面一分帶回風斜巷一煤層運料平巷一回風石門一回風斜巷一回風大巷。該方案簡化了運輸系統，一個帶區僅布置了一個煤倉和一對聯絡巷，減少了煤倉和聯絡斜巷的施工量，使運煤、運料集中處理， 符合集中化生產理念， 但出現了因帶區通風線路長短不同而造成通風協調困難的問題，同時還增加煤巷的維護量。技術經濟比較:巷道碉室掘進費用表1-1力殺力某一力某一工程名稱單價（元）工程量（nrj）費用（萬元）工程量（mi）費用（萬元）回風運料斜巷（m）1578152X 18

13、=2736432.2880152X 3=45671.9568集中平巷（元/m）8316X 164X6=5904490.6224進風行人斜巷（m）157894X 1 8=1692266.997694X3=28244.4996煤倉（元/m3）1443.14 X4A2X2 0義 18/4=452265.11683.14 X4A2X2 0義 3/4=75410.8576合計764.4024401.48巷道碉室掘維護費用表1-2力殺力殺一力某一工程名稱單價（元）工程量（m）費用（萬元）工程量（nrj）費用（力兀）回風運料斜巷（m）40元/a.m152X 18X16.02=43830.72175.3228

14、8152X 16.02 義 3=7305.1229.22048進風行人斜巷（m）40元/a.m94X18X16.02=27105.84108.4233694X 16.02 義 3=4517.6418.07056小計283.7462447.29104煤倉（元/m3）30元/a.m20X 16.02 X 18=5767.217.301620X 16.02 X 3=961.228.836集中平巷（m）160元/a.m984X 16.02 X 2=31527.36504.43776合計301.04784504.4454生產經營費用表1-3力殺力殺一力殺一工程名稱單價 （元）工程量（mj）費用（萬元）工

15、程量（mj）費用（萬元）斜巷（mD1164元/m94X 18=1692196.948894義 3=28232.8248(mD951元/m20X18=36034.236020X3=605.7060合計231.184838.5308費用匯IBS 1-4礦井費用名稱方案一方案二總掘進（萬元）764.4024401.48維護（萬元）301.04784504.4454生產（萬元）231.184838.5308總計（萬元）1296.63504934.4562方案一特點：系統簡單，通風容易，但生產調度管理復雜，煤倉太 多，維護困難，裝煤點多，管理復雜。方案二特點：采用集中化生產，從根本上克服了方案一的缺點。

16、雖 然方案二維護費用高，但從技術和管理等方面的綜合分析， 選擇方案二 更優越一些。綜上所述，選擇帶區布置方式，巷道布置情況見巷道布置圖、帶區 巷道剖面圖，以K1煤層為例。4、確定工作面回采巷道布置方式及工作面推進終點位置回采巷道布置方式：采用沿空掘巷掘進方式。分析：已知帶區各煤層埋藏平穩，地質構造簡單，無斷層，同時， 各煤層瓦斯涌出量較低，自然發火傾向較弱，涌水量也較小。因此有利 于綜合機械化作業，可以充分發揮綜采高產高效的優勢。同時，為減小 煤柱損失，提高采出率。綜合考慮各種因素，采用沿空掘巷掘進方式。 這種方式掘出的巷道正處在應力降低區， 既好維護又提高了采出率，有 取代沿空留巷的趨勢。說

17、明： 在帶區巷道布置平面圖， 工作面布置和推進的位置以達到帶區設計產量及安全為準。工作面推進到距帶區煤層平巷30m處的位置,即為避開采掘超前影響所留設的 30m護巷煤柱處。5、確定通風布置系統各煤層通風系統為：新風從運輸大巷一進風行人斜巷一煤層帶區運煤平巷-分帶運輸 斜巷一采煤工作面一分帶回風斜巷一帶區運料平巷一帶區回風石門一 材料車場一回風大巷。第四節 帶區下部車場線路設計該帶區開采近水平煤層，傾角為 8。鋪設600mnB距的線路，軌 型為15Kg/m,采用1t礦車單鉤提升，每鉤提升3個礦車，要求輔助運 輸提升車場線路設雙軌道，斜面線路布置采用一次回轉方式。1、道岔選擇及角度計算作為輔助提升

18、， 可采用 4 號道岔為甩車道岔， 同時也作為分車道岔。選擇標準道岔DK615-4-12(左)單開道岔。道岔參數為：轍叉角 =14 02 10 a a=3261mm,b=3539m做量為 760kg,雙軌線 路中心距取S=1500mm斜面線路一次回轉角： =14 02 10一次平面回轉角： =arctan(tan % /cos B )=arctan0.2736=15.3052二15 18 18 (B為材料斜巷傾角24 )一次偽斜角：B=arcsin(sin B cos %) =23.2394 =23 14 22為了使計算直觀簡便，做出車場線路布置草圖如下圖：2、軌道線路平面連接參數及尺寸計算確

19、定如下圖本設計為簡化計算，曲線段雙軌中心距與直線段線路中心距相同，取線路中心距S=1500mm軌道曲線半徑取R=12000mm則各參數計算如 下：c=Sb+2xi=550+2X 20=590mmL=2Rsin 8 +ccos 8=2X 12000X sin45 +590X cos45 =17387.76mmm=2T+c=2RtanB /2+c=2 乂 12000X tan45 /2+590=10531.13mm2T+c=10531.13T=4970.57mm3、豎曲線相對位置豎曲線相對參數：高道存車線坡度：ig=11%o, r g=arctan i g =37 49 =0.63低道存車線坡度：

20、id=9%o, r d=arctan i d=30 56 =0.515采用高低道豎曲線半徑相同線路：Rg=Rd=9000mm最大高低差H：由于是輔助提升，儲車線長度按三鉤計算，每鉤提1t 礦車 3 輛，故高低道儲車線長度不小于3X3X2=18m起坡點間距設為零，則有：H= 18000X 11%o+18000x 9%o=360mm豎曲線高道兩端點高差：Hg=R(cosrg - cos 3=777.5463mm豎曲線高道兩端點高差：Hd=R(cosrd- cos 3=777.7265mm高道豎曲線水平投影長度：Lg= Rg(sin B- sinrg)=3561.6279mm低道豎曲線水平投影長度：

21、Ld= Rd(sin B+sinr)=3741.6120mm兩豎曲線上端點 ( 起點 ) 的水平距離為 L1L1=(Hg-Hd+H)/sin p =884.6505mm兩豎曲線下端點 ( 起坡點 ) 的水平距離為L2 ，則有L2=LiCOS B +Ld-Lg= 988.1525mm4、高低道存車線參數確定tan rd=(X-AX)/L zg=0.009tan rg=(H-X)/L zg=0.011X= L x i d=988.1525 x 0.009= 8.8933mm #AX 帶入則可得 X=166.89mm Lzg=17555.56mm5、平曲線參數確定取曲線外半徑 R=15000mm取曲

22、線半徑 R=15000-1500=13500mm曲線轉角 = 127K1= R%/57.3=15000X 127 /57.3= 33.2460mK2= R2%/57.3=13500X 127 /57.3= 29.9214m K= K2-K1 =33.2460-29.9214=3.3246mmT1= Rtan 認 /2=15000x tan (127 /2 ) =30085mmT2= Rztan %/2=13500X tan (127 /2 )=27076.8mm6、存車線長度高道存車線長度為Lhg=17555.56mm低道存車線長度 Lhd=Lhg- L 2=17555.56-988.1525

23、=16567.43mm;存車線處于曲線段處，高道存車線處于外曲線，外曲線和曲線得弧長之差為 K= Ki-K2=33.2460-29.9214=3.3246m則有低道存車線得總長度為L=Lhg+ K=17555.56+3324.6=20880.16mm選用對稱道岔ZDC622-3-9，轍叉角為18 26 06 =18.435 ,主要尺寸為a=2200mm b=2800mm則存車線對稱道岔平行線路連接點長度Lc：Lc=a+1/2 Scot %/2+Rtan% /4=2200+0.5 150(X 6.1652+9000 0.0806=7549.3mm7、下部車場線路平面外輪廓尺寸及坡度：M=L+KL

24、g+l+ Lg+( Li+d+ L) Xcos3= 10939.6+33246+17556+5000+3562+(885+2000+7S24)= 10939.6+33246+17556+5000+3562+IO43k35=79835mm8、線路各點標高設低道起坡點提車線標高： 1= 0;A 2=A 1+hd=0+777.7265=777.73mmA5=A2+ (d + Li) x sin p =A2+1173.3=1951mm甩車線標高： 3=A 1+A H=0+360=360mmA4=A3+hg=A3+777.5=1137.5mmA5=A4+dXsin 3 =A4+813.5=1951mm5

25、 標高點與甩車線得 5 標高點相同，故標高閉合，滿足設計要求。基本軌起點標高： 655+LcXsin 3=1951+7549 0.4067=5021.2mm9、根據上述計算結果，繪制甩車場平面圖和坡度圖如下圖：采煤機的型號為 采高 適應煤層硬度 煤層傾角 截深 滾筒直徑 臥底量 牽引方式 牽引力 牽引速度 滾筒中心距 電機功率 總質量第二章 采煤工藝設計第一節 采煤工藝方式的確定1、選第一煤層，即K1 煤層為對象設置采煤工藝。由于k1煤層厚度為6.9m,屬于厚煤層，硬度系數f=2,結構簡單,無斷層，故可用綜合機械化采煤工藝，采3m,放3.9m。2、綜采工作面的設備選用國產綜采設備。3、采煤與裝

26、煤1）落煤方式與采煤機的選擇采用綜合機械化采煤，雙滾筒采煤機直接落煤和裝煤。選擇采煤機的截深為800mm每天正規循環推進4刀，每個循環共推進3.20m，根據煤層的實際情況，經查采礦設計手冊 ，選用采煤機。MG2 300W2.1 3.6mf=13a (Mmax+0.2) ， 滿足要求。 支架的最小結構高度為2.1mMmin (0.250.35),滿足要求。校核支架強度：支護強度：由q=KX Mk p XgXl0-6式中：q一支護強度，MPaK 作用于支架上的頂板巖石厚度系數，取6M 采高，米P巖石密度，取 2.5Xl03kg/m3G 取 10 m/s2q=0.525 MPaq=0.525MPa0

27、.7 Mpa,所以滿足要求由 Q=q FX 103KN式中：F一為支架支護面積，F = 6X1.5 = 9 m2Q=0.525X 9X 103=4725 KN由 P = Q / Y式中：P一支架的工作阻力，KNQ-支架的有效工作阻力，KNHi一支架的支撐效率，取80%P=4725 0.8=5906 KN 支架工作阻力 6000 KN,滿足要求6、處理采空區采用全部跨落法處理采空區。第二節 工作面合理長度的驗證1 、煤層地質條件該帶區的兩層可采煤層的地質條件較好， 無斷層， 煤層平均傾角為8，煤層厚度適中，頂底板較穩定，瓦斯涌出量較低，自然發火傾向較弱，涌水量也較小，所以布置160m的工作面是合

28、適的。工作面生產能力工作面的設計生產能力為 120萬 t/a 。正規循環每天進4 刀，采煤機滾筒截深為800mm所以K煤層的工作面實際生產能力為：0.80 X6.9 x 160X 1.3 X0.93 x4X300=128.13 萬 t ;滿足設計生產能力的要求， 一個工作面生產就能夠滿足設計生產能力的要求， 同時考慮到其他各個方面對生產的影響， 確定的工作面長度也較合理。3、運輸設備及管理水平采區生產選用的設備均為國先進的的生產設備， 能滿足工作面的長度、產量和進度的要求，管理較高，有利于生產。4、頂板管理及通風能力該帶區的頂板較穩定， 工作面可以適當的加長， 綜采工作面的長度一般在150200m所以選擇的工作面的長度為160m交合適。另外，工 作面的瓦斯涌出量較低，通風問題能夠解決。5、經濟合理的工作面工作