采矿学课程设计说明书

采矿学

《采矿学》课程设计

说明书

年月日

(准备方式:带区布置

煤层倾角:12

生产能力:180万吨)

姓名：班级：学号：指导老师：

辽宁工程技术大学采矿工程系

　　　　　　姜新宇　　（整理）

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采矿学

目录

1绪论

1.1目的.......................................551.2设计题目.............

.......................1.2.1设计题目的一般条件..........................1.2.2设计题目的煤层倾角条件.......................1.3课程设计内容..................................1.4进行方式.............

.......................2带区巷道布置

2.1带区储量与服务年限......................

........2.1.1带区工业储量..............................2.1.2设计可采储量..............................2.1.3计算带区服务年限...........................2.1.4验算带区采出率............................2.2带区内的再划分.........................

........2.2.1确定工作面长度............................2.2.2确定带区内工作面数目.........................2.2.3工作面生产能力............................2.2.4确定带区内同采工作面数及工作面接替顺序.............2.3确定带区内准备巷道布置及生产系统.............

........2.3.1完善开拓巷道..............................2.3.2确定巷道布置系统...........................2.3.3带区布置方案分析比较.........................2.3.4确定工作面回采巷道布置方式及工作面推进终点位置........2.3.5确定通风布置系统...........................2.4带区下部车场线路设计.....................

........2.4.1下部车场线路设计图..........................2.4.2纵面线路的竖曲线联接和坡度.....................2.5带区下部平车场线路设计...........................3采煤工艺设计

3.1采煤工艺方式的确定.................

.............3.1.1选第一煤层，即K1煤层进行采煤工艺设计。.............3.1.2综采工作面的设备均选用国产设备。.................3.1.3采煤与装煤...............................3.1.4运煤......................

.....

........

2

5555677778899999101010111112121414141818181819

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采矿学

3.2

3.3

3.1.5处理采空区...........................工作面合理长度的验证.........................3.2.1从煤层地质条件考虑......................3.2.2从工作面生产能力考虑.....................3.2.3从运输设备及管理水平角度考虑...............3.2.4从顶板管理及通风能力考虑..................3.2.5从巷道布置角度考虑......................3.2.6经济合理的工作面.......................采煤工作面循环作业图表的编制....................3.3.1工作面层面图、带区巷道布置平面图和剖面图循环作业图表........................................222222222323232323233.3.2相关工种及出勤人数安排........................3.3.3工作面主要经济技术指标如下表：..................3.3.4综采工作面设备配套如下：......................3

232323

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图表列表

2.12.2K1工作面接替顺序图K2工作面接替顺序图............................................................10102.3K3工作面接替顺序图..............................2.4巷道硐室掘进费用...............................2.5巷道及硐室维护费...............................2.6生产经营费...................................2.7费用汇总表.....

..............................3.1选型.......................................3.2工作面可弯曲刮板输送机...........................3.3转载机......................................3.4液压支架....................................3.5工作面劳动组织表...............................3.6工作面主要经济技术指标...........................3.7

综放工作面设备配套表..

...........................4

101111121219202021242525

采矿学

1绪论

1.1目的

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。

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。

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。

1.2设计题目

1.2.1设计题目的一般条件

某矿第一开采水平上山某采(带)区自下而上开采K1、K2和K3煤层，煤层厚度、层间距及顶底板岩性见综合柱状图。该采(带)区走向长度3000米，倾斜长度1100米，采(带)区内各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，K1和K2煤层属简单结构煤层，硬度系数f=2，各煤层瓦斯涌出量也较小。设计矿井的地面标高为+30米，煤层露头为-30米。第一开采水平为该采(带)区服务的一条运输大巷布置在K3煤层底版下方25米处的稳定岩层中，为满足该采(带)区生产系统所需的其余开拓巷道可根据采煤方法不同由设计者自行决定。

1.2.2设计题目的煤层倾角条件

1.设计题目的煤层倾角条件1：煤层平均倾角为12°2.设计题目的煤层倾角条件2：煤层平均倾角为16°

1.3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

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1.4进行方式

学生按设计大纲要求，任选设计题目条件中的煤层倾角条件1或煤层倾角条件2，综合应用《采矿学》所学知识，每个人独立完成一份课程设计。设计者之间可以讨论、借鉴，但不得相互抄袭，疑难问题可与指导教师共同研究解决。本课程设计要求方案进行技术分析与经济比较。

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2带区巷道布置

2.1带区储量与服务年限

2.1.1带区工业储量

Zg=H×L×(m1+m2+m3)×γ

式中Zg带区工业储量，万吨；H带区倾斜长度，1100m；L带区走向长度，3000m；γ煤的容重，1.3t/m3；

m1—K1煤层煤的厚度，为6.9m；m2—K2煤层煤的厚度，为3.0m；m3—K3煤层煤的厚度，为2.20m；

Zg1=1100×3000×6.9×1.3=2960.10万吨Zg2=1100×3000×3.0×1.3=1287.00万吨Zg3=1100×3000×2.2×1.3=943.8万吨

Zg=1100×3000×(6.9+3.0+2.2)×1.3=5190.9万吨

(2.1)

2.1.2设计可采储量

Zk=(Zg P)×C式中Zk设计可采储量，万吨；Zg工业储量，万吨；

P永久煤柱损失量，万吨；

C带区采出率，厚煤层取75%，中厚煤层取80%，这里C1=0.75,C2=C3=0.80。P1=30×2×3000×6.9×1.3+10×2×(1100 30×2)×6.9×1.3=180.12万吨P2=30×2×3000×3.0×1.3+10×2×(1100 30×2)×3.0×1.3=78.31万吨P3=30×2×3000×2.2×1.3+10×2×(1100 30×2)×2.2×1.3=54.34万吨(P包括上下两端永久煤柱损失量和左右两边永久煤柱损失量，万吨)

Zk1=(Zg1 P1)×C1=(2960.10 180.12)×0.75=2084.99Zk2=(Zg2 P2)×C2=(1287.00 78.31)×0.80=2084.99Zk3=(Zg3 P3)×C3=(943.80 54.34)×0.80=711.57

Zk=Zk1+Zk2+Zk3

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2.1.3计算带区服务年限

T=Zk/(A×K)×100%

式中T—带区服务年限，年A—带区生产能力Zk设计可采储量

K储量备用系数，取1.3

T1=Zk1/(A×K)=2084.99万吨/(180万吨×1.3)=8.9年T2=Zk2/(A×K)=966.95万吨/(180万吨×1.3)=4.13年T3=Zk3/(A×K)=711.57万吨/(180)万吨×1.3=3.04年

T=T1+T2+T3=16.07年

2.1.4验算带区采出率

对于K1厚煤层：

C1=(Zg1 p1)/Zg1

式中：C—带区采出率,%

Zg1—K1煤层的工业储量，万吨；

p1—K1煤层的永久煤柱损失，万吨，取Zg1×6%;C1=(Zg1 p1)/Zg1=对于K2厚煤层：

C2=(Zg2 P2)/Zg2

式中C—带区采出率%;Zg2—K2煤层的工业储量，万吨；P2—K2煤层的永久煤柱损失，万吨，取Zg2×4%;C2=(Zg2 P2)/Zg2=对于K3厚煤层：

C3=(Zg3 P3)/Zg3

式中：C—带区采出率，%;

Zg3—K3煤层的工业储量，万吨；

P3—K3煤层的永久煤柱损失，万吨，取Zg3×4%C3=(Zg3 P3)/Zg3=

943.8 54.34

1287 78.31

2960.1 180.12

11×5×6.9×1040×1.3+35×(3000 2×10)×6.9×1.3

=89%

11×5×1040×1.3+35×(3000 2×10)×6.9×1.3

1287

92.1%

11×5×2.2×1.40×1.3+35×(3000 2×10)×2.2×1.3

=90.3%

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采矿学

2.2带区内的再划分

2.2.1确定工作面长度

该煤层组左右两边各留10m的边界煤柱，上部留30m露头煤柱，下部留30m护巷煤柱，从而其煤层倾向长度共有1100－60＝1040m，走向长度为3000－20＝2980m。个煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，煤层赋存条件较好，各煤层瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小，目前采矿工作面长度有加长趋势,故采煤工艺选取较先进的综合机械化采煤方法。考虑到设备选型及技术方面的因素，带区式布置工作面长度选择范围为150～250m，带区开掘巷道宽度为3.5～5m。由于带区生产能力为180万吨/年，一个厚煤层或中厚煤层的一个工作面就可以满足生产要求，将带区划分为两个大的分带，两大分带间留取30m煤柱，每个带区再分别划分为6个分带，最后将整个带区划分为12个分带，采用沿空掘巷方式，巷道间留取5m较小煤柱。故工作面长度为：

L=(3000 10×2 30 12×2×5 5×2×5)/12=232m

2.2.2确定带区内工作面数目

回采工作面沿走向布置，沿倾向推进，采用下行后退式倾斜长壁采煤法开采。工作面数目：

N=(L S0)/(l+l0)式中：L—煤层走向长度(m);S0—带区边界煤柱宽度(m);l—工作面长度(m);

l0—回采巷道宽度，因采用综合机械化采煤法，l0取5m。则：

N=(3000 2×10 30 2×5×5)/(232+5+5)=12

2.2.3工作面生产能力

Qr=A/(T×1.1)

式中：A—带区生产能力，180万吨/年;Qr—工作面生产能力，万吨；T—每年正常工作日，330天。故：

Qr=A/T×1.1=180/(330×1.1)=4958.68吨

2.2.4确定带区内同采工作面数及工作面接替顺序

生产能力为180万吨/年，且工作面生产能力为4958.68吨。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带区产量，所以带区内一个工作面生产。采用沿空掘巷。为了避免相邻两分带间接替时由于超前压力作用对沿空掘巷的影响，各煤层采用跳采方式开采，12个分带接替顺序如下：

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第2.1表:K1工作面接替顺序图

工作面编号开采次序

11011

11023

11035

11047

11059

110611

11072

11084

11096

11108

111110

111211

第2.2表:K2工作面接替顺序图

工作面编号开采次序

21011

21023

21035

21047

21059

210611

21072

21084

21096

21108

211110

211211

对于K1布置一个综放工作面便可以满足生产设计的要求。K1煤层接替顺序为

1101 →1107 →1102 →1108 →1103 →1109 →1104 →1110 →1105 →1111 →1106 →1112

K2煤层接替顺序为

2101 →2107 →2102 →2108 →2103 →2109 →2104 →2110 →2105 →2111 →2106 →2112

K3煤层接替顺序为

3101 →3107 →3102 →3108 →3103 →3109 →3104 →3110 →3105 →3111 →3106 →3112

(说明：以上箭头方向表示工作面推进先后)

2.3确定带区内准备巷道布置及生产系统

2.3.1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和回风大巷布置在K3煤层底板下方25m的稳定岩层中。

2.3.2确定巷道布置系统

首先确定回采巷道布置方式，由于地址构造简单，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，直接顶较厚且易夸落。同时为了减少煤柱损失，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。

第2.3表:K3工作面接替顺序图

工作面编号开采次序

31011

31023

31035

31047

31059

310611

31072

31084

31096

31108

311110

311211

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巷(m)

井(m)仓(元/m2)巷(元/m)144第2.4表:巷道硐室掘进费用

3.14×412/4=3768

54.26

9.043.14×42/4=628

2)=5960

第2.5表:巷道及硐室维护费

29311.68

18126.96

25×16.07×12=14.464821

巷(m)

井(m)煤

仓(元/m2)巷(元/m)4885.28

3021.16

25×16.02×1=401.75

95777.2

1.2130元/am2.3.3带区布置方案分析比较

确定带区巷道布置系统，带区内有三层煤，每一层都布置12个工作面，根据相关情况初步制定以下两个方案并进行比较：方案一：分带单独布置每一个

方案一：系统简单，通风容易，但是生产调度复杂，煤仓太多，维护困难，装煤点多，管理复杂。

方案二：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点。

综上所述，选择带区联合布置方式，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。

2.3.4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：采用单巷留小煤柱沿空掘巷掘进方式。

分析：已知带区内各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层。同时，各煤层瓦斯涌出量

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第2.6表:生产经营费

第2.7表:费用汇总表方案

方案一522.09204.22159.83886.14

方案二581.951565.2626.642172.18

总费用掘进(万元)维护(万元)生产经营(万元)合计(万元)

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，为了减小煤柱损失，提高采出率。综合考虑各种因素，采用单巷沿空掘巷掘进方式。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内，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。工作面推进到距回风大巷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。

2.3.5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 →煤层运输集中平巷 →分带运输斜巷 →采煤工作面 →分带回风斜巷 →煤层回风集中平巷 →回风石门 →回风石门 →回风运料斜巷 →回风大巷。

2.4带区下部车场线路设计

该带区开采近距离煤层群，倾角为12 。铺设600m轨距的线路，轨形为15Kg/m，采用1t矿车单钩提升，每钩提升3个矿车，带区下部车场采用甩车场线路布置方式，其大致思路为：从运输大巷开掘带区运料石门，通过线路平行移动把平面曲线线路与材料斜巷相连，然后采用甩车道甩入进风运料斜巷，甩车道为双道起坡的高道与低道。要求甩车场存车线设双轨道。斜面线路布置采用一次回转方式。甩车道斜面线路计算步骤如下：道岔选择及角度换算

由于是辅助提升故道岔均选择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

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斜面线路二次回转角δ=α1+α2=14 15 +14 15 =28 30

一次回转角的水平投影角α1 =arctan(tanα1/cosβ)=14 47 58 (β为进风斜巷倾角12 )二次回转角的水平投影角δ =arctan(tanδ/cosβ)=29 17 34 (β为进风斜巷倾角12 )一次伪倾斜角β =arcsin(sinβcosα1)=arcsin(sin12 cos14 15 )=15 29 42 一次伪倾斜角β =arcsin(sinβcosδ)=arcsin(sin12 cos28 30 )=10 30 斜面平行线路联接点参数确定

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同，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)=1125mmn=m T=7719 1125=6594mmc=n b=6594 3500=3094mm

L=a+b+T=3340+7481+1125=11946mm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=20000mm高道竖曲线参数：

β=β rg=15 42 37 49 =14 51 53

hg=Rg(cosrg cosβ )=20000(cos37 49 cos15 29 42 )=725.71mmTg=Rg×tan(βg/2)=20000×tan(14 51 53 /2)=2609.03mmKg=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 )=326.75mmLd=Rd(sin sinrd)=9000(sin1 29 42 +sin30 56 )=2485.37mmTd=Rd×tan(βd/2)=9000×tan(16 38 /2)=1265.71mmKd=Rd×βd/57.3 =2414.75mm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3Ö3Ö2=18m，起坡点间距设为零，则有：H=18000×11 +18000×9 =3600mm

竖曲线的相对位置：

L1=[(T L)sinβ+msinβ +hg hd+H]=2358.83mm

两竖曲线下端点(起坡点)的水平距离为L2，则有L2=L1cosβ+Ld Lg=2358.83×cos15 29 42 +2485.37 5123.08= 364.61mm，负值表示低道起坡点超前与高道起坡点，其间距满足要求，说明S选取2000mm合适。高低道存车线参数确定

设高差为X，则：tanrd=(X X)/Lhg=0.009tanrg=(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平曲线参数确定

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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 =2324.52mmK2=R2α/57.3 =7100×14 47 58 /57.3 =1833.79mm K=K1 K2=2324.52 1833.79=490.73mmT1=R1tanα/2=1168.85mmT2=R2tanα/2=922.09mm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；

存车线处于曲线段处，高道存车线处于外曲线，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具有自动下滑得长度为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=18200.54-2000-1833.79=14366.75mm

在平曲线终止后接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+112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+2000+922.09)×cos14 47 58 +922.09+14366.25+11946=52262.07mmH2=(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+2000+922.09)×sin14 47 58 +1900=7663.97mm线路各点标高

设低道起坡点标高 l1=±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 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。

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根据上述计算结果，绘制甩车场平面图和坡度图如下:

2.4.1下部车场线路设计图

线路的平行移动

2.4.2纵面线路的竖曲线联接和坡度

2.5带区下部平车场线路设计

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采矿学

第2.1图:DK道岔非平行线路联

接

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采矿学

第2.2图:DK道岔平行线路联

接

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