第三组采矿带区设计最终版(0)

一、设计目的 1、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。

2、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。

3、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。 二、设计题目

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3600m，倾斜长度1100m，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+30m，煤层露头为-30m。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25m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。 2、设计题目的煤层倾角条

（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°。 三、课程设计内容 1、带区巷道布置设计；

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2、带区中部甩车场线路设计或下部平车场（绕道线路和装车站线路）线路设计。 四、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。 附表1：设计带区综合柱状图

柱状 ———— ﹊﹊﹊﹊ ﹊﹊﹊﹊ ﹊﹊﹊﹊ ﹊﹊﹊﹊ ———— ﹊﹊﹊﹊ ﹊﹊﹊﹊ „„„„ 。。。。。。。。 。。。。。。。。 厚度（m） 岩性描述 8.60 8.40 0.20 3.50 4.20 7.80 0.2~0.5 4.60 3.20 2.50 3.50 24.68 灰色泥质页岩，沙页岩互层 泥质细砂岩，炭质页岩互层 炭质页岩，松软 K 煤层，γ=1.370t／m 灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬 灰色砂质泥岩 K 煤层 薄层泥质细砂岩，稳定 灰色细砂岩，中硬、稳定 K 煤层，煤质中硬，γ=1.30t／m 灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度60～80MPa 灰色中、细沙岩互层

设计说明书内容

本人此次课程设计在遵循原有设计条件下选择带区准备方式进

行设计，煤层平均倾角为12°,生产能力为150万t/a。

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第一章 带区巷道布置

第一节 带区储量与服务年限

1、带区生产能力选定为150万t/a。

2、带区计算的工业储量、设计可采储量分别为： （1）、带区工业储量

由 Zg=H×L×(m1+m2)×γ 式中： Zg— 带区工业储量，万t； H— 带区倾斜长度，1100m； L— 带区走向长度，3600m； γ— 煤的容重，1.30t/m3； m1— K1煤层煤的厚度，为3.5m； m2— K3煤层煤的厚度，为2.5m； Zg1=1100×3600×3.5×1.3=1801.80万t Zg2=1100×3600×2.5×1.3=1287.00万t Zg=1100×3600×（3.5+2.5）×1.3=3088.8万t (2)、带区可采储量: Zk=(Zg-P)*C Zk——带区可采储量，万t Zg——带区工业储量，万t P——带区边界保护煤柱量，万t

C——带区回采率，厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.80，薄煤层不低于0.85

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Zk1= [3600×1100×3.5×1.3－（3600×1100－3580×1040）×3.5×1.3] ×0.75×10-6=1270.2万t

Zk2=[3600×1100×2.5×1.3－（3600×1100－3580×1040）×2.5×1.3] ×0.80×10-6=968.032万t Zk= Zk1＋Zk2=2238.574万t 3、矿井服务年限计算: T=Zk/A*K T——带区的服务年限，年a Zk——带区的可采储量，万t K——带区储量备用系数，取K=1.4 A——带区设计生产能力，万t/a T=Zk/A*K=2238.574/(150×1.4)=10.7年 4、验算带区采出率

带区采出率=带区实际出煤量/带区工业储量×100％

（1）k1煤层带区采出率={(35×1040-13×5×1040) ×1.3×3.5×0.93}/3600×1100×3.5×1.3×100％=87.44％

（2）k2煤层带区采出率={(35×1040-13×5×1040)×1.3×2.5×0.95}/3600×1100×2.5×1.3×100％=.32％

根据《煤炭工业设计规范》规定：采区采出率：厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.80，薄煤层不低于0.85，符合《煤炭工业设计规范》规定。

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第二节 带区内的再划分

1、确定采煤工作面长度

该煤层组左右两边界各留18m的边界煤柱，上部留30m防水煤柱，下部留30m护巷煤柱，则其煤层倾向长度为：1100-60=1040m，走向长度为3600-36=35m。又因为各煤层埋藏平稳,地质构造简单，无断层,煤层附存条件较好，瓦斯涌出量较低,涌水量也小,自然发火倾向较弱,且现代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。一般而言，考虑到设备选型及技术方面的因素,综采工作面长度为180～250m，巷道宽度为4m～5m,设计本带区开掘巷道宽度为5m，带区生产能力为150万t/a，一个厚煤层或中厚煤层的一个工作面便可以满足生产要求，将整个带区划分为14个分带，并采用沿空掘巷方式,且巷道间留取5m小煤墙。

故工作面长度为： L=（3600-18×2-13×5-5×28）/14≈240m 式中：18×2m为带区边界煤柱；

13为分带之间巷道之间沿空掘巷的的小煤墙数目； 28为全部分带的运输巷道和回风运料巷道数目； 2、确定带区内的工作面数目

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— 带区沿走向所有煤柱宽度之和(m)； l— 工作面长度(m)；

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l0— 回采巷道宽度，取5m；

则: N=(3600-2×18-13×5)/( 240+5+5)≈14 3. 确定工作面生产能力

A0=LV0MγC0

式中：A0——工作面生产能力，万t/a；

L——采煤工作面长度m； V0——工作面推进度m； M——采高m；

C0——采煤工作面采出率；

（1）带区A1= LV1MγC1=240×0.6×8×330×3.5×1.3×0.93×

10-4=160.86万t/a

（2）带区A2= LV2MγC2=240×0.8×8×330×2.5×1.3×0.95×

10-4=156.50万t/a

4、确定带区内工作面数及工作面接替顺序

生产能力为150万t/a.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，因此可确定带区内为一个工作面生产。每个煤层带区间采用跳采方式开采,且14个分带工作面接替顺序如下:

工作面编1101 1102 1103 1104 1105 1106 1107 1108 1109 1110 1111 1112 1113 1114 号 开采次序 1 3 5 7 9 11 13 2 4 6 8 10 12 14 6

对于K1煤层工作面接替顺序：

1101→1108→1102→1109→1103→1110→1104→1111→1105→1112→1106→1113→1107→1114

工作面编2101 2102 2103 2104 2105 2106 2107 2108 2109 2110 2111 2112 2113 2114 号 开采次序 1 3 5 7 9 11 13 2 4 6 8 10 12 14 K2煤层工作面接替顺序：

2101→2108→2102→2109→2103→2110→2104→2111→2105→2112→2106→2113→2107→2114

第三节 确定带区内准备巷道布置及生产系统

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均布置在K2煤层底板下方25m的稳定岩层中。 2、确定带区巷道布置系统

首先确定回采巷道布置方式，由于地质构造简单，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,直接顶较厚且易跨落。同时为减少煤柱损失，提高采出率，降低巷道维护费用，

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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。 3、带区布置方案分析比较

确定带区巷道布置系统，带区内有两层煤，每一层都布置14个工作面，根据相关情况初步制定以下两个方案进行比较： 方案一：分带单独布置

每一个分带分别开斜巷进入上部煤层，每一个分带都布置一个煤仓直通运输大巷。

通风系统为：新风从运输大巷→进风行人斜巷→煤层运输平巷→分带运输斜巷→采煤工作面→分带运料斜巷→回风运料斜巷→回风大巷。该方案的特点是，每个分带都布置了煤仓，所以管理较复杂，煤仓和联络斜巷工程量大，但有利于通风和工作面的接替。 方案二：带区联合布置

将带区分成14个小分带。运输大巷通过进风行人斜巷进入上部煤层，在上部煤层布置两条煤层集中平巷，一条煤层运输集中平巷，一条煤层回风集中平巷。整个带区布置一个煤仓直通运输大巷。

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→

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回风石门→回风运料斜巷→回风大巷。该方案简化了运输系统，仅布置了一个煤仓和一对联络巷，减少了煤仓和联络斜巷的施工量，使运煤、运料集中处理，符合集中化生产理念，但出现了因带区内通风线路长短不同而造成通风协调困难的问题，同时还增加煤巷的维护量，增大了煤柱损失。

技术经济比较： 巷道硐室掘进费用

表1-1

工程名称 回风运料斜巷（m） 进风行人斜巷（m） 煤仓（元/m） 集中平巷（元/m） 合计 3方案 单价工程量（m） 方案一 费用（万元） 工程量（m） 方案二 费用（万元） （元） 1578 152×14=2128 335.7984 152×2=304 47.9712 1578 94×14=1316 207.68 94×2=188 29.66 144 3.14×4^2×25 ×14/4=4396 63.3024 3.14×4^2×25 ×2/4=628 9.0432 831 2×(3600-15×2) =7140 593.334 606.7656 680.0148 9

巷道硐室掘维护费用

表1-2

工程名称 回风运料斜巷（m） 进风行人斜巷（m） 小计 煤仓（元/m） 集中平3方案 单价（元） 方案一 工程量（m） 费用（万元） 方案二 工程量（m） 费用（万元） 40 元/a.m 152×14×16.02 =34090.56 136.36224 152×16.02×2 =4870.08 19.48032 40 元/a.m 94×14×16.02 =21082.32 84.32928 94×16.02×2 =3011.76 12.04704 30 元/a.m 160 25×16.02×14 =5607 220.69152 16.821 25×16.02×1 =400.5 31.52736 1.2015 2577×16.02×2 1321.07328 =82567.08 巷（m） 元/a.m 合计 237.51252 1353.80214 生产经营费用

表1-3

工程名称 斜巷（m） 煤巷（m） 合计 方案 单价（元） 11 94×14=1316 元/m 951 25×14=350 元/m 186.4674 26.6382 33.285 25×2=50 4.755 153.1824 94×2=188 21.8832 方案一 方案二 工程量（m） 费用（万元） 工程量（m） 费用（万元） 10

费用汇总表 表1-4

生产（万元）

总计（万元） 186.4674 1030.74552 26.6382 2060.45514 矿井费用名称 掘进（万元） 维护（万元） 方案一 606.7656 237.51252 方案二 680.0148 1353.80214 方案一特点：系统简单，通风容易，但生产调度管理复杂，煤仓太多，维护困难，装煤点多，管理复杂。

方案二特点：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些。

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 。

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:采用单巷留小煤墙沿空掘巷掘进方式。 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

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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。 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→回风运料斜巷→回风大巷。

第四节 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600mm轨距的线路，轨型为15Kg/m，采用1t矿车单钩提升，每钩提升3个矿车，要求甩车场存车线设双轨道，斜面线路布置采用二次回转方式。 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´

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(tan α1/ cos β) = 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(tan δ/ cos β) = 29◦17´34＂(β为进

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风斜巷倾角12◦)

一次伪倾斜角β = arcsin(sin β cos α1) = arcsin(sin 12◦ cos 14◦15´) = 15◦29´42＂一次伪倾斜角β = arcsin(sin β cos δ) = arcsin(sin 12◦ cos 28◦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 = S cot α =1900 × cot 14◦15 = 7481mm m = S/ sin α = 1900/ sin 14◦15 = 7719mm T = R tan(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 竖曲线相对位置 竖曲线相对参数：

高道平均坡度：ia = 11 ,rg=arctan ia = 37´49＂ 低道平均坡度：id = 9 ,rd=arctan id = 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(cos rg − cos β´) = 20000(cos 37´49＂− cos 15◦29´42＂) = 725.71mm T g = Rg × tan(βg/2) = 20000 × 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(cos rd − cos β ) = 9000(cos 30´56＂− cos 15◦29´42＂) = 326.75mm

Ld = Rd(sin´− sin rd) = 9000(sin 1◦29´42＂+ sin 30´56＂) =2485.37mm T d = Rd × tan(βd/2) = 9000 × tan(16◦38＂/2) = 1265.71mm Kd = Rd × βd/57.3◦ = 2414.75mm

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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3×3×2=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) sin β + m sin β＂+ 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 = L1 cos β + Ld − Lg = 2358.83 ×cos 15◦29´42＂+ 2485.37 − 5123.08 = −3.61mm，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：tan rd = (X − ∆X )/Lhg = 0.009 tan rg = (H − X )/Lhg = 0.011 ∆X = L2 × id = 3.61 × 0.009 = 3.281mm

将∆X 带入则可得X=163.80mm，Lhg=17835.93mm 平曲线参数确定

区曲线外半径R1=9000mm，取曲线内半径R2=9000-1900=7100mm， 曲线转角α =14◦47´58＂ K 1 = R1α/57.3◦ = 9000 × 14◦47´58＂/57.3◦ = 2324.52mm K 2 = R2α/57.3◦ = 7100 × 14◦47´58＂/57.3◦ = 1833.79mm ∆K = K 1 − K 2 = 2324.52 − 1833.79 = 490.73mm T 1 = R1 tan α/2 = 1168.85mm T 2 = R2 tan α/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+3.61=18200.mm；

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 =K 1 − K 2 = 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:

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d=Lhd-C1-K2=18200.-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 × cos β + (b + L + a + L1 + Td) cos β´cosα + (Td+ C1+ T1) cos α + T1 + d + Lk =3340 × cos 16◦ +(3500+8606+3340+2358.83+1265.71) × cos 15◦29´42＂× cos 14◦47´58＂+(1265.71 + 2000 + 922.09) × cos14◦47´58＂+ 922.09 + 14366.25 + 11946 = 52262.07mm H2 = (b+L+a+L1+T d) cos β´sin α+(Td+C1+T1) sin α+S =(3500++3340+2358.83+1265.71)×cos 15◦29´42＂×sin 14◦47´58＂ +(1265.71+2000+922.09)×sin 14◦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) sin β´= 326.75 + (8606 + 2358.83) × sin 15◦29´42＂ = 3256.05mm

车线∆3 = ∆1 + H = 0 + 360 = 360mm∆3 + hg = 360 + 725.71 = 1085.71mm ∆5 = ∆4 + m × sin β＂+ T1 × sin β´= 1085.71 + 7719 × sin 14◦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) sin β´= 3256.05+(3500+3340)×sin 15◦29´42＂= 5110.1mm,∆7 =∆6 + a × sin β = 5110，1 + 3340 × sin 16◦ =6030.73mm 车线∆8 = ∆1 + Lhd × id = 0 + 18200. × 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:

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斜面平行线路联接

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第二章 采煤工艺设计

第一节 采煤工艺方式的确定

1、选第一煤层，即k1煤层为对象设置采煤工艺。

由于k1煤层厚度为3.5m，属于中厚煤层，硬度系数f=2,结构简单，无断层，故可用综合机械化采煤工艺，一次采全高。 2、综采工作面的设备选用国产综采设备。 3、采煤与装煤

（1）落煤方式与采煤机的选择

采用综合机械化采煤，双滚筒采煤机直接落煤和装煤。依据带区的设计生产能力确定工作面每天的推进度为： V =Qr/L×M×γ×C

=1500000/（330×240×3.5×1.3×0.93）=4.48m/d

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式中：V—采煤工作面每天的推进度，m/d Qr—采煤工作面生产能力，t/a L— 采煤工作面的长度，m

M— 采煤工作面采高（k1煤层取3.5） γ— 煤的容重，1.30t/m3

C— 工作面的采出率（k1煤层为厚煤层，因此C取0.93） 选择采煤机的截深为600mm，每天正规循环推进八刀，每个循环共推进4.80m，可满足每天至少推进4.48m的要求。（考虑到产量较大，煤层较厚，一次采全高煤层容易片帮，工作面输送机容易造成压车。故选用截深较小的采煤机）

根据煤层的实际情况，经查《采矿设计手册》，选用采煤机。 采煤机的型号为：MG2×300W 采高 2.1～3.6m 适应煤层硬度 f=1～3 煤层倾角 α≤ 35° 截深 600mm 滚筒直径 1.8m 卧底量 200 mm 牵引方式 液压无链 牵引力 463KN 牵引速度 0～5.2m/min 滚筒中心距 95 mm 电机功率 2×300kw 总质量 44吨 制造厂 鸡西煤机厂

（2）进刀方式： 为了合理利用工作时间，提高效率。采用割三角煤

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端头斜切进刀方式，双向割煤。 4、运煤与支护

（1）工作面采用可弯曲刮板输送机运煤。 工作面SGZ-7/500可弯曲刮板输送机 适用条件： 中厚煤层 出厂长度： 200米 运输能力： 1000吨/h 刮板链形式： 中双链

电动机型号： YBYD680-250/125 电机功率： 200×2×125KW 电机电压： 1140V 布置方式: 平行布置

中部槽规格 （长×宽×高）: 1500×7×222 (mm)与采煤机配套牵引方式: 无链电牵引 制造厂： 西北煤机厂

（2）工作面采用支撑掩护式液压支架支护 支架型号 ZZS6000 /21/38 支撑高度 2.1～3.8 m 工作阻力 6000 KN 支架中心距 1500 mm 支护强度 0. Mpa 移架步距 700 mm 支架重量 24.518吨 生产厂 北京煤机厂

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机械设备表

标设备名称 号 采高 < 1 采煤机 可弯曲刮2 板输送机 支撑掩护3 式支架 4 端头支架 PDZ 33．57t 2448×1594 郑州煤机厂 张家口煤机6 破碎机 PCM100 1000 t/h 110 厂 可伸缩带SSJ1000/2×2007 式输送机 X 输出压力8 乳化液泵 WRB-63/35~50 35~50Mpa 公称压力9 喷雾泵 WPZ320/6.3 6.3Mpa 额定阻力 10 单体支柱 LZ35-25/110 250KN 移动变电11 站 KSZY-500/6KV 额定电压6KV 设备厂 初撑力 147~196KN 械厂 洪江市煤矿国营平阳机 无锡煤机厂 无锡煤机厂 1000 t/h 2×200 原平重机厂 ZZS6000/21/38 自重24.518t 工作阻6000 KN 郑州煤机厂 SGZ-7/500 运量1000t/h MG2×400-W 2.1~3.6 长度210m 西北煤机厂 600mm截深 鸡西煤机厂 型号 主要参数1 主要参数2 生产厂家 5 转载机 SZZ—7/132 1100 t/h 1500×7×222mm

（3）移架方式

由于采用及时支护方式，而且工作面每天推进八刀，所以选择顺序移架方式。顺序式移架速度快，能满足采煤机快速牵引的需要，适用于

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顶板比较稳定的高产工作面。

（4）支护方式：由于k1煤层f = 2，顶板有0.2米厚的松软页岩，采高为3.5米，为防止片帮和冒顶，选用及时支护。

（5）工作面的支架需求量:计算工作面支架数: N=(L+2×l0- nS)/S1 式中： N ——工作面支架数；

L ——工作面长度，m； l0 ——顺槽宽度，m； n ——端头支架数； S ——端头支架宽度，m； S1——支架中心距，m。

N =(240+9-6×1.594)/1.5=159架 (6)超前支护方式和距离

由于采用综采开采，支撑压力分布范围为20～30米，峰值点距煤壁前方 5-15m,所以超前支护的距离为20米。

选用单体支柱和金属铰接顶梁支护，铰接顶梁的长度为1000mm。 (7）校核支架的强度和高度 ①校核高度

经查《采矿设计手册》得到：

在实际使用中，通常所选用的支架的最大结构高度比最大采高大200mm左右。即： Hmax = Mmax+0.2米。最小结构高度应比最小的采高小250—350mm。即：Hmin= Mmin-(0.2 5～0.35)m

已知选用的 ZZS6000 /21/38 支撑掩护式支架的最大结构高度为3.8m>（Mmax+0.2），满足要求。支架的最小结构高度为2.1m支护强度：由q=K×M×ρ×g×10-6

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式中： q—支护强度，MPa

K—作用于支架上的顶板岩石厚度系数，取6 M—采高，米

Ρ—岩石密度，取 2.5×103kg/m3 G—取10 m/s2 q=0.525 MPa

q=0.525 MPa<0.7 Mpa，所以满足要求 由Q=q×F×103KN

式中：F—为支架支护面积，F = 6×1.5 = 9 m2 Q=0.525×9×103=4725 KN 由P = Q / η

式中：P—支架的工作阻力，KN； Q—支架的有效工作阻力，KN； Η—支架的支撑效率，取80%；

P=4725÷0.8=5906 KN <支架工作阻力6000 KN，满足要求 （8）工作面“三机”生产能力配套

工作面生产能力取决于采煤机落煤能力，而刮板输送机、液压支架及转载机、可伸缩带式输送机等设备能力都要大于采煤机的生产能力，国外按大于20%设计。 ① 采煤机实际生产能力的确定 采煤机实际生产能力：

Qc =60×ＶＣ×S×M×γ×K×10-3

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Qc—采煤采煤机的实际生产能力，t/h；

ＶＣ—采煤机的实际牵引速度，一般综采为３－４m/min S—采煤机的截深,0.6m； M—工作面平均采高，3.5m； γ—煤的实体容重，1.3kg/m3； K—工作面采出率。0.93

Qc＝60×3.2×0.6×3.5×1.3×0.93=487.47t/h ②输送机的生产能力

工作面输送机的能力要大于采煤机的实际生产能力，即： 输送机的生产能力： Qs＝（１.1～1.15）Qc Qs—工作面输送机的能力，t/h。 Qs＝１.15×487.47=560.59t/h < 1000t/h满足要求。 ③液压支架移架速度

液压支架的移架速度要大于采煤机的实际牵引速度。液压支架的移架时间包括泵站向支架的供液时间t1（取6s）和操作调整时间t2（取12s）。

液压支架移架速度：Ve=NB/t

式中：Ｎ—每次移架数目，一般为Ｎ＝１； Ｂ—每架支架的支护宽度，或架间距m； t—每次移架时间，或每架移架时间min； t=t1+t2=18s=O.3min

Ve=1.5/0.3=5m/min>4m/min 满足要求

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④转载机和可伸缩胶带输送机的能力 其能力应大于工作面正常生产能力。 输送的能力: Qz=(1.5～3.0)Q Q= Qb/T

Qz—转载机和可伸缩胶带输送机的能力,t/h； Q—工作面日正常生产能力,t/h； Qb—工作面日产量，t/日； Ｔ—一个循环纯割煤时间，h。 Q＝1000/2＝500t/h Qb＝500×16=8000t

⑤工作面生产能力：Qr=NLMBγC 式中 L ——工作面长度m；

M —— 采高3.5m ； B —— 循环进尺0.6m； γ —— 煤的容重,1.30 t/m3； C —— 工作面回采率93%； N——每日循环数8；

Qr=3.5×240×0.6×8×1.3×93% =4874.688t

Qb >Qr,所以基本满足设计要求。 6、处理采空区

采用全部跨落法处理采空区。

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第二节 工作面合理长度的验证

1、从煤层地质条件考虑

该带区内的两层可采煤层的地质条件较好，无断层，煤层倾角为12°，煤层厚度适中，顶底板较稳定，瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小，所以布置240米的工作面比较合适。 2、从工作面生产能力考虑

工作面的设计生产能力为150万吨/年。正规循环每天进八刀，采煤机滚筒截深为600mm，所以K1煤层的工作面实际年生产能力为： 330×0.6×8×3.5×240×1.3×0.93=160.87(万 t)

能够满足设计生产能力的要求，一个工作面生产就能够满足设计生产能力的要求，工作面的长度确定的合理。 3、从运输设备及管理水平角度考虑

带区生产选用的设备均为国内先进的的生产设备，工作面选用的240米刮板输送机能够利用国内先进的技术，能够与时俱进的跟上技术的发展。由于现在提倡管理人员的知识化、年轻化，所以工作面长度为240米在管理上是毫无问题的。 4、从顶板管理及通风能力考虑

该带区的顶板较稳定，工作面可以适当的加长，综采工作面的长度一般在180~250m，所以选择的工作面的长度为240米较合适。另外，工作面的瓦斯涌出量较低，通风问题能够解决。 5、从巷道布置角度考虑

由于带区走向长为3600米，除去煤柱宽及巷道宽度，剩余3360

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米，把每个工作面长度定为240米，3360÷240=14，正好布置14个工作面是满足要求的。 6、经济合理的工作面

工作面的长度与地质因素及技术因素的关系十分的密切，直接影响生产效率，所以根据条件，以高产量、高效率为原则选择合理的工作面长度。合理的工作面以生产成本低，经济效益高为目标。尽量加快工作面的推进速度，减少巷道的维护时间，降低回采总成本，使设备、资源得到最高利用。

第三节 采煤工作面合循环作业图表的编制

1、劳动组织图表

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 合计 工种 班长 采煤机司机 输送机司机 转载机司机 胶带机司机 移架工 推溜工 放煤工 超前维护工 电气维修工 运料工 安全质量员 机械修理工 一班 2 3 1 1 1 3 2 2 6 1 1 2 25 二班 2 3 1 1 1 3 2 2 6 1 1 2 25 三班 2 3 1 1 1 1 1 1 1 3 5 1 4 25 合计 6 9 3 3 3 7 5 5 13 5 5 3 8 75 26

2、技术经济指标表

工作面技术经济指标表

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 项目 煤层厚度 煤层倾角 平均采高 采煤机 液压支架 端头支架 刮板输送机 破碎机 转载机 胶带输送机 循环进尺 日产量 生产方式 出勤人数 回采工效 截齿消耗 乳化液消耗 日循环数 单位 米 度 米 台 架 架 部 台 部 部 米 吨 人 吨/工 个/万吨 千克/万吨 个 数量 3.5 12 3.5 1 159 6 1 1 1 2 0.600 4874.688 二班采煤 一班准备 75 65 20 120 8 3、设计图纸的内容(附图) 本设计绘制两张大图（零号图纸） (1)、采煤工作面层次图（1：50）

应包括回采巷道剖面图（1：50），最大与最小控顶距剖面图；

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(2)、带区巷道布置平面图和（1：2500）剖面图(1:2500)设计图纸四周各留20mm的边框线，右下角留出标题栏。

结 束 语

这次《采矿学》课程设计在刘老师的悉心指导下，经过近三个礼拜的时间，我的设计内容全部完成，心情很是愉悦。在尾声中我首先要感谢刘老师一丝不苟的悉心指导和谆谆教诲，另外也要感谢在本次设计中那些帮助我的同学们。

这次设计任务，煤层地质构造条件理想，我选择了煤层倾角为12°，生产能力为150万t/a的组合，在设计过程中，充分利用《采矿学》上所学知识，结合煤层构造实际情况，以安全第一和达产为原则，从技术上和经济上着手，设计出一套技术上可行，经济上优越的现代化大型矿井煤层群组带区开采方案。在这次设计过程中，我对工作面布置和回采巷道的设计有了更进一步的理解和认识，学到了很多知识，同时增强了动手能力，使自己得到了又一次前所未有的锻炼。在编制课程设计说明书的过程中，对《采矿学》上所学知识又梳理了一遍，对采矿方面的许多专业知识比以前的认识更深了，在绘图过程中，我对采矿AutoCAD制图有了新认识，重新温习了许多绘图命令，如何利用先进技术绘制标准、规范、合理的采矿工程图是我们采矿人必须关注并解决的问题，在以后的学习和工作中，必须深造。

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参考文献

1、徐永圻，《煤矿开采学》，（修订本）徐州：中国矿业大学，2003 2、陶驰东，《采掘机械》北京：煤炭工业出版社，1991

3、张荣立.何国伟.李铎《采矿工程设计手册》.北京：煤炭工业出版社，2003

4、徐永圻，

，徐州：中国矿业大学， 29

2003 《采矿学》

《采 矿 学》 课 程 设 计

院系： 班级： 姓名：

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目 录

序论„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„.1页

第一章 带区巷道布置„„„„„„„„„„„„„3页

第一节 带区储量与服务年限„„„„„„„„3页

第二节 带区内的再划分„„„„„„„„„„5页

第三节 确定带区内准备巷道布置及生产系统„7页

第四节 带区下部车场线路设计„„„„„„„12页

第二章 采煤工艺设计„„„„„„„„„„„„„17页

第一节 采煤工艺方式的确定„„„„„„„17页

第二节 工作面合理长度验证„„„„„„„25页

第三节 采煤工作面循环作业图表的编制„„26页

结束语„„„„„„„„„„„„„„„„„„„28页

参考文献„„„„„„„„„„„„„„„„„„29页

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