河南工程学院《煤矿开采学》
课程设计
**矿**采（带）区120万吨/年生产能力设计
学生姓名： 李 想 学 号： [1**********]73 学 院： 安全工程学院 专业班级： 煤矿开采技术1332 专业课程： 煤矿开采学 指导教师： 赵新涛
2015 年1月11日
《煤矿开采学》课程设计任务书
题目 专业 煤矿开采技术 班级 1332
一 设计题目
**矿**采（带）区120万吨/年生产能力设计。
二 设计时间
2014年12月29日——2015年1月11日 三 设计资料
详见本课程设计大纲。 四 完成的任务
（1）设计内容：采（带）区巷道布置、采煤工艺设计、设计图纸。 （2）提交课程设计报告。 五 成果要求 文字格式要求
主标题：三号字、居中、宋体、加黒，段后为自动。
正文：全文宋体、小四号字、段前段后0、行间距1.5，首行缩进2个字符（包括各级标题）。
编码：采用中式“一、二、三、…（一）（二）（三）…1．2．3．…（1）（2）（3）…①②③…”编码形式，不得采用自动生成格式。其中“一、（一）”做为标题，加黒，单独成行。“1．（1）”可以做标题，也可以不做标题，如果做标题，需单独成行，做还是不做标题，均不需要加黒。
图表：图表文字及说明等均采用五号宋体。表格要有表头（表头包括表号、表名），表头在表的上面并居中加黑。图要有图号、图名，在图的下面并居中，不需加黒。
公式：采用公式编辑器编写，要规范，必要时要编号，编号要写在公式的尾部。 装订：A4纸打印，加封面，左侧装订。
封面：封面装订，也可以粘贴在学生“课程作业”的档案袋表面。
图纸要求（需要制图的情况） 本设计绘制一张大图(二号图纸) ：采（带）区巷道布置平面图和(1：2000)剖面图（1：2000）。设计图纸四周各留20mm的边框线，右下角留出标题栏。凡设计图中已有内容，说明书中都可以不画。
指导教师签名：
2015年 1月 11日
目 录
前言²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²2
第一章 采区巷道布置²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²4
第一节 采区储量与服务年限²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²4
第二节 采区内的再划分²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²6
第三节 确定采区内准备巷道布置及生产系统²²²²²²²²²²²²²²²²²²²7
第四节 采区煤仓设计²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²10
第二章 采煤工艺设计²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²15
第一节 采煤工艺方式的确定²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²15
第二节 工作面合理长度的确定²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²20
第三节 采煤工作面循环作业图表的编制²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²21
小 结²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²24
参考文献²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²25
前 言
课程设计内容
1、设计题目的一般条件（假象矿井）
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2500米，倾斜长度1000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。
2、设计题目的煤层倾角条件
煤层倾角条件：煤层平均倾角为25°
第一章.采区巷道布置
第一节．采区储量与服务年限
1．因采区生产能力选定为120万t/a 2．采区的工业储量、设计可采储量 (1)采区的工业储量
Zc=H³L³M³γ (公式1-1)
式中： Zc----采区工业储量，万t； H---- 采区倾斜长度，1000m； L---- 采区走向长度，2500m； γ---- 煤的容重 ，1.30t/m3；
M---- 煤的厚度 ，K1,K2,K3煤层厚度分别为M1=6.9米,M2=3.0米,M3=2.2米；
则
Zc1=1000³2500³6.9³1.3=2242.5万t Zc2=1000³2500³3.0³1.3=975万t Zc3=1000³2500³2.2³1.3=715万t Zc= Zc1+Zc2+Zc3=3932.5万t
(2)设计可采储量
Ⅰ计算永久煤柱损失
P=[S³2³L +B³2³(H -S³2)]³M³γ (公式1-2) S----采区上下边界煤柱宽度 B----采区左右边界煤柱宽度
H----采区倾斜长度，1000m； L----采区走向长度，2500m；
γ---- 煤的容重，1.30t/m3；
M---- 煤的厚度，K1,K2,K3煤层厚度分别为M1=6.9米,M2=3.0米,M3=2.2米；
K1,K2,K3煤层永久煤柱损失分别为P1,P2,P3 则
P1=[30³2³2500+20³2³(1000-30³2)]³6.9³1.3=168.28万t P2=[30³2³2500+20³2³(1000-30³2)]³3.0³1.3=73.16万t P3=[30³2³2500+20³2³(1000-30³2)]³2.2³1.3=53.65万t P=P1+P2+P3=295.09万t
Ⅱ设计可采储量
Z=(Zc-P)³C (公式1-3)
式中 Z---- 设计可采储量, 万t；
Zc---- 工业储量，万t； P---- 永久煤柱损失量，万t；
C---- 采区采出率，K1为厚煤层可取75%，K2,K3为中厚煤层取80%。
则
Z1=( Zc1-P1)³C1 =(2242.5-168.28)³0.8=1659.38万t Z2=( Zc2-P2)³C2 =(975-73.16)³0.9=811.66万t Z3=( Zc3-P3)³C3 =(715-53.65)³0.9=595.22万t Z=Z1+ Z2+ Z3=3066.26万t
(3)采区服务年限
T= Z/A³K ——(公式1-4) 式中 T---- 采区服务年限，a;
A---- 采区生产能力，120万t； Z---- 设计可采储量，万t； K----储量备用系数，取1.4。
T= Z/A³K=4080.7 /(120³1.4)=24.2a
(4)、验算采区回采率
C=(Zc-p)/Zc-----(公式1-5) 式中 C-----采区回采率，% ；
Zc ----煤层的工业储量，万t ；
P---- 煤层的永久煤柱损失，万t；
C1=(Zc1-P1)/Zc1=(2242.5-168.28)/2242.5 =92.50% > 75%满足要求. C1=(Zc2-P2)/Zc2=(975-73.16)/ 975 =92.50% > 80%满足要求 C1=(Zc3-P3)/Zc3=(715-53.65)/ 715=92.50% > 80%满足要求
第二节 采区内的再划分
1、确定工作面长度
确定工作面长度主要考虑的因素有地质条件，煤层厚度，设备性能，巷道布置等，该采区内煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，煤层瓦斯涌出量较小，且采煤工艺选取的是较先进的综采，在煤矿生产实践中，工作面长度有加长趋势，考虑到设备选型及技术方面的因素综采工作面长度为150～240m。 Ⅰ、确定煤柱尺寸
为使巷道保持良好状态，防止采空区矸石冒落及保证生产安全，需在采区四周留有一定范围的采区煤柱，煤柱尺寸大小与煤层上的压力及煤体本身强度有关，综合已知条件及所选用的采煤方法，在采区左右边界各留20m的边界煤柱，上部留30m防水煤柱，下部留30m护巷煤柱，采区内不再留这类煤柱。 Ⅱ, 确定工作面长度
有上可知，煤层倾向共有1100-60=1040m的长度，走向长度3000-40=2960m。地质构造简单，煤层赋存条件较好，瓦斯涌出量小。巷道宽度为4m～4.5m,本采区选取4.5m，且采区生产能力为120万t/a，选定5个区段，采用沿空掘巷方式,巷道间留较小煤柱，取5米。 故工作面长度为：
L1=(1000-30³2-5³4-10³4.5)/5=175 m 2、确定采区内工作面数目
回采工作面是沿倾斜方向布置，沿走向推进，采用走向长壁法开采。 工作面数目：N=(L-2S)/(L1+2L2) ------------(公式1-6) 式中 L ----- 煤层倾斜方向长度(m)； S ---- 采区边界煤柱宽度(m)； L1 ----- 工作面长度(m)；
L2 ---- 回采巷道宽度，4.5m。
采区内上、下区段相邻工作面交替期间同时生产时的通风系统，通风路线：新风从阶段运输大巷→采区主石门→采区下部车场→轨道上山→中部甩车场→区段轨道集中平巷→区段联络巷道→区段运输平巷→工作面→区段回风平巷→回风石门→阶段回风大巷。 5．采区上下部车场
参考《采矿设计手册》及课本，采区上部车场采用顺向单侧平车场，采区下部车场采用大巷装车通过式。
第四节 采煤中部甩车场路线设计
参考网上资料，作如图设计
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，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(tanα1/cosβ)=14°47′58″(β为轨道上山倾角16°)
二次回转角的水平投影角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″
（2)斜面平行线路联接点参数确定如图1-5：
图1-5 斜面平行线路联接
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=1900³cot14°15′=7481mm m=S/sinα=1900/sin14°15′=7719mm
T=Rtan(α/2)=9000³tan(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=20000mm 高道竖曲线参数：
βg=β′- rg=15°29′42″-37′49″=14°51′53″
hg= Rg(cosrg-cosβ′)=20000(cos37′49″-cos15°29′42″)=725.71mm Lg= Rg(sinβ′-sinrg)=20000(sin15°29′42″-sin37′49″)=5123.08mm
Tg= Rg³tan(βg/2)=20000³tan(14°51′53″/2)=2609.03mm Kg=Rg³βg/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= Rd³tan(βd/2)=9000³tan(16°38″/2)=1265.71mm Kd=Rd³βd/57.3°=2514.75mm 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3³3³2=18m，起坡点间距设为零，则有：
H=18000³11‰+18000³9‰=360mm
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=
L1cos
β
′+
Ld-
Lg=2358.83
³
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。
(4)高低道存车线参数确定 闭合点O的位置计算如图1-6：
图1-6 闭合点联接
设高差为X，则：
tan rd=(X-△X)/Lhg=0.009
tan rg=(H-X)/Lhg=0.011
△X= L2³id=364.61³0.009=3.281mm
将△X带入则可得X=163.80mm，Lhg=17835.93mm (5)平曲线参数确定 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°=9000³14°47′58″/57.3°=2324.52mm K2= R2α/57.3°=7100³14°47′58″/57.3°=1833.79mm △K= K1 -K2=2324.52-1833.79=490.73mm T1= R1 tanα/2=1168.85mm T2= R2 tanα/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+1125=11946mm
(7)甩车场线路总平面轮廓尺寸及坡度：
M2 =a³cosβ+(b+L+a+L1+Td)cosβ′cosα+( Td+C1+ T1)cosα+ T1+d+Lk =3340³cos16°+(3500+8606+3340+2358.83+1265.71)³cos15°29′42″³
cos14°47′58″+(1265.71+2000+922.09)³cos14°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)³cos15°29′42″³sin14°47′58″+
(1265.71+2000+922.09)³sin14°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)³sin15°29′42″
=3256.05mm
车线 △3=△1+H=0+360=360mm
△4=△3+hg=360+725.71=1085.71mm
△5=△4+m³sinβ″+T1³sinβ′=1085.71+7719³sin14°1′6″+ 1125³15°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)³sin15°29′42″=5110.1mm
第二章 采煤工艺设计
第一节 采煤工艺方式的确定
1、设置采煤工艺。
选取K1煤层进行采煤工艺设计（K2,K3属中厚煤层，可选用综采一次采全厚方法进行开采，采煤工艺与K1层煤开采有相似之处，这里不再进行分析）。
由于K1煤层厚度为6.9m，属于厚煤层，硬度系数f=2，结构简单，无断层，煤层平均倾角为25.故可采用技术条件先进的综合机械化采煤工艺，进行综采放顶煤开采。综采放顶煤工作面“三八”制作业形式，即两班采煤，一班准备。
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、综采工作面的设备选用国产设备。
根据煤层的实际情况，经查《采矿设计手册》，并对多种型号采煤机进行比较，选用采煤机。
MG2³160/710-AWD型电牵引采煤机(西安煤矿机械有限公司) 产品用途及适用条件
MG2³160/710-AWD型电牵引采煤机，是一种多电机驱动，电机横向布置，全机载交流变频调速无链双驱动电牵引采煤机。机面高度853mm，适用于采高1100～2600mm，煤层倾角≤40°的煤层，综采或高档普采工作面。最大装机功率730kW，更换不同功率电机可派生出装机功率为710kW的采煤机。
采用综合机械化采煤，双滚筒采煤机直接落煤和装煤。选择采煤机的滚筒截深600mm，每天正规循环推进四刀，每个循环0.6m，可满足每天至少推进2.1米的要求。
（2）进刀方式
为提高煤炭采出率，选取端部斜切进刀不留三角煤的进刀方式。
17
SZZ764系列转载机 （郑州煤矿机械集团有限公司）
18
自移式液压支架ZFS3200 /16/28（郑州煤矿机械集团有限公司）
19
(6)端头支架
由于巷道宽度为4.5m，而架宽为1.43～1.59 m，因此选2架，上下两端共需4架。 (7)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。 (8)校核支架的高度
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+0.2m。
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 ZFS3200 /16/28 支撑掩护式支架的最大结构高度为 2.8m≥(2.6+0.2)，满足要求。 支架的最小结构高度为
1.6m≤1.9-0.25，满足要求。
强度校核：
强度校核公式如下：
Q=K³H1³ρ³10-2 (公式1-10) 式中 K----顶板高度系数，取k=5；
H1---工作面采高，m；
ρ---岩石密度, kg/m3；
将各参数值代入则有：
Q=5³2.6³2.5³10-2
=0.33 MPa
由于0.33 MPa＜0.55 Mpa (支护强度)，因此支架选型满足工作要求。 5、处理采空区
采用全部跨落法处理采空区。
第二节 工作面合理长度的验证
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1．从煤层地质条件考虑
该采区内的可采煤层的地质条件较好，无断层，煤层倾角为25°，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195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120万吨/年。正规循环每天进四刀，采煤机滚筒截深为600mm，所以煤层的工作面实际年生产能力为：
330³0.6³4³6.9³195³1.3³0.93=128.73 (万吨)
一个工作面生产就能够满足设计生产能力的要求，在完成规定的生产任务后，产量还略有富余，这样可保证生产工作的有序进行。
3．从运输设备及管理水平角度考虑
工作面选用的200米刮板输送机能及时完成采煤后的运输工作，转载机及液压支架都是配套选取，能够保证生产的顺利进行。
4．从顶板管理及通风能力考虑
该采区的顶板较稳定，工作面可以适当的加长，综采工作面的长度一般在150~240m，所以选择的工作面的长度为195米较合适。另外，工作面的瓦斯涌出量较低，通风系统虽然不在设计任务之内，但对正常的采取设计来讲，通风问题都能够解决。
5. 经济合理的工作面
煤矿生产必然追求经济目的，在保证安全生产的前提下，以现有的技术条件，往往要求有经可能长的工作面，该地区地质构造简单，无断层，选取195m工作面长度也是较为合理的选择。
第三节 采煤工作面循环作业图表的编制
1、工作面布置图(见图纸)
循环作业图
21
22
23
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的，对后面几节的设计，不仅翻遍了手边的每份资料，还要上网搜寻更详细，更新的知识，即便如此，对于没有系统化，整体化知识结构的学生来说，多如乱麻的资料只会让设计更无头绪，还好在整个设计过程中，有老师的指导和同学间的交流，才勉强完成。
通过这次课程设计，让我对所学的知识有了综合性的认识，也对煤矿生产系统有了更直观的了解。尽管所完成的设计是以假想矿井为条件，设计内容并不用于实际生产，但面对自己漏洞百出的设计，心情难平，何况其中很多东西，都是借鉴他人，于人不公，于己有愧，念此，更不敢对设计有丝毫懈怠，唯有倍加努力，当以自勉。
参考文献
1、徐永圻.《采矿学》 徐州：中国矿业大学出版社，1999 ，188-272页
2、谢锡纯.《矿山机械与设备》 北京：煤炭工业出版社，2010，67-84 页，113-339页
25
3、陈郑正.《采矿专业毕业设计指导书》，徐州：中国矿业大学出版社，1998，329-330
页
4、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，2000 ，210-218
页
5、徐永圻.《煤矿开采学》 徐州：中国矿业大学出版社，2010，34-35页
6、刘吉昌.《煤矿开采设计》 太原：山西人民出版社，2000，53-62页，77-80页，121-170
页
7、淮南矿业学院.《井巷设计》 北京：煤炭工业出版社，2007，35-54页，76-91页 8、煤炭工业部.《煤矿安全规程》 北京：煤炭工业出版社，2007，55-76页，128-133页 9、美.A.C.CERMINSON.《采矿工程师手册》 北京：煤炭工业出版社，2009，47-85页 10、英.J.KELARKER.《厚煤层开采技术》 徐州：中国矿业大学出版社，2010，59-66页
26
河南工程学院《煤矿开采学》
课程设计
**矿**采（带）区120万吨/年生产能力设计
学生姓名： 李 想 学 号： [1**********]73 学 院： 安全工程学院 专业班级： 煤矿开采技术1332 专业课程： 煤矿开采学 指导教师： 赵新涛
2015 年1月11日
《煤矿开采学》课程设计任务书
题目 专业 煤矿开采技术 班级 1332
一 设计题目
**矿**采（带）区120万吨/年生产能力设计。
二 设计时间
2014年12月29日——2015年1月11日 三 设计资料
详见本课程设计大纲。 四 完成的任务
（1）设计内容：采（带）区巷道布置、采煤工艺设计、设计图纸。 （2）提交课程设计报告。 五 成果要求 文字格式要求
主标题：三号字、居中、宋体、加黒，段后为自动。
正文：全文宋体、小四号字、段前段后0、行间距1.5，首行缩进2个字符（包括各级标题）。
编码：采用中式“一、二、三、…（一）（二）（三）…1．2．3．…（1）（2）（3）…①②③…”编码形式，不得采用自动生成格式。其中“一、（一）”做为标题，加黒，单独成行。“1．（1）”可以做标题，也可以不做标题，如果做标题，需单独成行，做还是不做标题，均不需要加黒。
图表：图表文字及说明等均采用五号宋体。表格要有表头（表头包括表号、表名），表头在表的上面并居中加黑。图要有图号、图名，在图的下面并居中，不需加黒。
公式：采用公式编辑器编写，要规范，必要时要编号，编号要写在公式的尾部。 装订：A4纸打印，加封面，左侧装订。
封面：封面装订，也可以粘贴在学生“课程作业”的档案袋表面。
图纸要求（需要制图的情况） 本设计绘制一张大图(二号图纸) ：采（带）区巷道布置平面图和(1：2000)剖面图（1：2000）。设计图纸四周各留20mm的边框线，右下角留出标题栏。凡设计图中已有内容，说明书中都可以不画。
指导教师签名：
2015年 1月 11日
目 录
前言²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²2
第一章 采区巷道布置²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²4
第一节 采区储量与服务年限²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²4
第二节 采区内的再划分²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²6
第三节 确定采区内准备巷道布置及生产系统²²²²²²²²²²²²²²²²²²²7
第四节 采区煤仓设计²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²10
第二章 采煤工艺设计²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²15
第一节 采煤工艺方式的确定²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²15
第二节 工作面合理长度的确定²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²20
第三节 采煤工作面循环作业图表的编制²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²21
小 结²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²24
参考文献²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²²25
前 言
课程设计内容
1、设计题目的一般条件（假象矿井）
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2500米，倾斜长度1000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。
2、设计题目的煤层倾角条件
煤层倾角条件：煤层平均倾角为25°
第一章.采区巷道布置
第一节．采区储量与服务年限
1．因采区生产能力选定为120万t/a 2．采区的工业储量、设计可采储量 (1)采区的工业储量
Zc=H³L³M³γ (公式1-1)
式中： Zc----采区工业储量，万t； H---- 采区倾斜长度，1000m； L---- 采区走向长度，2500m； γ---- 煤的容重 ，1.30t/m3；
M---- 煤的厚度 ，K1,K2,K3煤层厚度分别为M1=6.9米,M2=3.0米,M3=2.2米；
则
Zc1=1000³2500³6.9³1.3=2242.5万t Zc2=1000³2500³3.0³1.3=975万t Zc3=1000³2500³2.2³1.3=715万t Zc= Zc1+Zc2+Zc3=3932.5万t
(2)设计可采储量
Ⅰ计算永久煤柱损失
P=[S³2³L +B³2³(H -S³2)]³M³γ (公式1-2) S----采区上下边界煤柱宽度 B----采区左右边界煤柱宽度
H----采区倾斜长度，1000m； L----采区走向长度，2500m；
γ---- 煤的容重，1.30t/m3；
M---- 煤的厚度，K1,K2,K3煤层厚度分别为M1=6.9米,M2=3.0米,M3=2.2米；
K1,K2,K3煤层永久煤柱损失分别为P1,P2,P3 则
P1=[30³2³2500+20³2³(1000-30³2)]³6.9³1.3=168.28万t P2=[30³2³2500+20³2³(1000-30³2)]³3.0³1.3=73.16万t P3=[30³2³2500+20³2³(1000-30³2)]³2.2³1.3=53.65万t P=P1+P2+P3=295.09万t
Ⅱ设计可采储量
Z=(Zc-P)³C (公式1-3)
式中 Z---- 设计可采储量, 万t；
Zc---- 工业储量，万t； P---- 永久煤柱损失量，万t；
C---- 采区采出率，K1为厚煤层可取75%，K2,K3为中厚煤层取80%。
则
Z1=( Zc1-P1)³C1 =(2242.5-168.28)³0.8=1659.38万t Z2=( Zc2-P2)³C2 =(975-73.16)³0.9=811.66万t Z3=( Zc3-P3)³C3 =(715-53.65)³0.9=595.22万t Z=Z1+ Z2+ Z3=3066.26万t
(3)采区服务年限
T= Z/A³K ——(公式1-4) 式中 T---- 采区服务年限，a;
A---- 采区生产能力，120万t； Z---- 设计可采储量，万t； K----储量备用系数，取1.4。
T= Z/A³K=4080.7 /(120³1.4)=24.2a
(4)、验算采区回采率
C=(Zc-p)/Zc-----(公式1-5) 式中 C-----采区回采率，% ；
Zc ----煤层的工业储量，万t ；
P---- 煤层的永久煤柱损失，万t；
C1=(Zc1-P1)/Zc1=(2242.5-168.28)/2242.5 =92.50% > 75%满足要求. C1=(Zc2-P2)/Zc2=(975-73.16)/ 975 =92.50% > 80%满足要求 C1=(Zc3-P3)/Zc3=(715-53.65)/ 715=92.50% > 80%满足要求
第二节 采区内的再划分
1、确定工作面长度
确定工作面长度主要考虑的因素有地质条件，煤层厚度，设备性能，巷道布置等，该采区内煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，煤层瓦斯涌出量较小，且采煤工艺选取的是较先进的综采，在煤矿生产实践中，工作面长度有加长趋势，考虑到设备选型及技术方面的因素综采工作面长度为150～240m。 Ⅰ、确定煤柱尺寸
为使巷道保持良好状态，防止采空区矸石冒落及保证生产安全，需在采区四周留有一定范围的采区煤柱，煤柱尺寸大小与煤层上的压力及煤体本身强度有关，综合已知条件及所选用的采煤方法，在采区左右边界各留20m的边界煤柱，上部留30m防水煤柱，下部留30m护巷煤柱，采区内不再留这类煤柱。 Ⅱ, 确定工作面长度
有上可知，煤层倾向共有1100-60=1040m的长度，走向长度3000-40=2960m。地质构造简单，煤层赋存条件较好，瓦斯涌出量小。巷道宽度为4m～4.5m,本采区选取4.5m，且采区生产能力为120万t/a，选定5个区段，采用沿空掘巷方式,巷道间留较小煤柱，取5米。 故工作面长度为：
L1=(1000-30³2-5³4-10³4.5)/5=175 m 2、确定采区内工作面数目
回采工作面是沿倾斜方向布置，沿走向推进，采用走向长壁法开采。 工作面数目：N=(L-2S)/(L1+2L2) ------------(公式1-6) 式中 L ----- 煤层倾斜方向长度(m)； S ---- 采区边界煤柱宽度(m)； L1 ----- 工作面长度(m)；
L2 ---- 回采巷道宽度，4.5m。
采区内上、下区段相邻工作面交替期间同时生产时的通风系统，通风路线：新风从阶段运输大巷→采区主石门→采区下部车场→轨道上山→中部甩车场→区段轨道集中平巷→区段联络巷道→区段运输平巷→工作面→区段回风平巷→回风石门→阶段回风大巷。 5．采区上下部车场
参考《采矿设计手册》及课本，采区上部车场采用顺向单侧平车场，采区下部车场采用大巷装车通过式。
第四节 采煤中部甩车场路线设计
参考网上资料，作如图设计
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，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(tanα1/cosβ)=14°47′58″(β为轨道上山倾角16°)
二次回转角的水平投影角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″
（2)斜面平行线路联接点参数确定如图1-5：
图1-5 斜面平行线路联接
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=1900³cot14°15′=7481mm m=S/sinα=1900/sin14°15′=7719mm
T=Rtan(α/2)=9000³tan(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=20000mm 高道竖曲线参数：
βg=β′- rg=15°29′42″-37′49″=14°51′53″
hg= Rg(cosrg-cosβ′)=20000(cos37′49″-cos15°29′42″)=725.71mm Lg= Rg(sinβ′-sinrg)=20000(sin15°29′42″-sin37′49″)=5123.08mm
Tg= Rg³tan(βg/2)=20000³tan(14°51′53″/2)=2609.03mm Kg=Rg³βg/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= Rd³tan(βd/2)=9000³tan(16°38″/2)=1265.71mm Kd=Rd³βd/57.3°=2514.75mm 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3³3³2=18m，起坡点间距设为零，则有：
H=18000³11‰+18000³9‰=360mm
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=
L1cos
β
′+
Ld-
Lg=2358.83
³
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。
(4)高低道存车线参数确定 闭合点O的位置计算如图1-6：
图1-6 闭合点联接
设高差为X，则：
tan rd=(X-△X)/Lhg=0.009
tan rg=(H-X)/Lhg=0.011
△X= L2³id=364.61³0.009=3.281mm
将△X带入则可得X=163.80mm，Lhg=17835.93mm (5)平曲线参数确定 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°=9000³14°47′58″/57.3°=2324.52mm K2= R2α/57.3°=7100³14°47′58″/57.3°=1833.79mm △K= K1 -K2=2324.52-1833.79=490.73mm T1= R1 tanα/2=1168.85mm T2= R2 tanα/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+1125=11946mm
(7)甩车场线路总平面轮廓尺寸及坡度：
M2 =a³cosβ+(b+L+a+L1+Td)cosβ′cosα+( Td+C1+ T1)cosα+ T1+d+Lk =3340³cos16°+(3500+8606+3340+2358.83+1265.71)³cos15°29′42″³
cos14°47′58″+(1265.71+2000+922.09)³cos14°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)³cos15°29′42″³sin14°47′58″+
(1265.71+2000+922.09)³sin14°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)³sin15°29′42″
=3256.05mm
车线 △3=△1+H=0+360=360mm
△4=△3+hg=360+725.71=1085.71mm
△5=△4+m³sinβ″+T1³sinβ′=1085.71+7719³sin14°1′6″+ 1125³15°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)³sin15°29′42″=5110.1mm
第二章 采煤工艺设计
第一节 采煤工艺方式的确定
1、设置采煤工艺。
选取K1煤层进行采煤工艺设计（K2,K3属中厚煤层，可选用综采一次采全厚方法进行开采，采煤工艺与K1层煤开采有相似之处，这里不再进行分析）。
由于K1煤层厚度为6.9m，属于厚煤层，硬度系数f=2，结构简单，无断层，煤层平均倾角为25.故可采用技术条件先进的综合机械化采煤工艺，进行综采放顶煤开采。综采放顶煤工作面“三八”制作业形式，即两班采煤，一班准备。
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、综采工作面的设备选用国产设备。
根据煤层的实际情况，经查《采矿设计手册》，并对多种型号采煤机进行比较，选用采煤机。
MG2³160/710-AWD型电牵引采煤机(西安煤矿机械有限公司) 产品用途及适用条件
MG2³160/710-AWD型电牵引采煤机，是一种多电机驱动，电机横向布置，全机载交流变频调速无链双驱动电牵引采煤机。机面高度853mm，适用于采高1100～2600mm，煤层倾角≤40°的煤层，综采或高档普采工作面。最大装机功率730kW，更换不同功率电机可派生出装机功率为710kW的采煤机。
采用综合机械化采煤，双滚筒采煤机直接落煤和装煤。选择采煤机的滚筒截深600mm，每天正规循环推进四刀，每个循环0.6m，可满足每天至少推进2.1米的要求。
（2）进刀方式
为提高煤炭采出率，选取端部斜切进刀不留三角煤的进刀方式。
17
SZZ764系列转载机 （郑州煤矿机械集团有限公司）
18
自移式液压支架ZFS3200 /16/28（郑州煤矿机械集团有限公司）
19
(6)端头支架
由于巷道宽度为4.5m，而架宽为1.43～1.59 m，因此选2架，上下两端共需4架。 (7)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。 (8)校核支架的高度
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+0.2m。
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 ZFS3200 /16/28 支撑掩护式支架的最大结构高度为 2.8m≥(2.6+0.2)，满足要求。 支架的最小结构高度为
1.6m≤1.9-0.25，满足要求。
强度校核：
强度校核公式如下：
Q=K³H1³ρ³10-2 (公式1-10) 式中 K----顶板高度系数，取k=5；
H1---工作面采高，m；
ρ---岩石密度, kg/m3；
将各参数值代入则有：
Q=5³2.6³2.5³10-2
=0.33 MPa
由于0.33 MPa＜0.55 Mpa (支护强度)，因此支架选型满足工作要求。 5、处理采空区
采用全部跨落法处理采空区。
第二节 工作面合理长度的验证
20
1．从煤层地质条件考虑
该采区内的可采煤层的地质条件较好，无断层，煤层倾角为25°，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195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120万吨/年。正规循环每天进四刀，采煤机滚筒截深为600mm，所以煤层的工作面实际年生产能力为：
330³0.6³4³6.9³195³1.3³0.93=128.73 (万吨)
一个工作面生产就能够满足设计生产能力的要求，在完成规定的生产任务后，产量还略有富余，这样可保证生产工作的有序进行。
3．从运输设备及管理水平角度考虑
工作面选用的200米刮板输送机能及时完成采煤后的运输工作，转载机及液压支架都是配套选取，能够保证生产的顺利进行。
4．从顶板管理及通风能力考虑
该采区的顶板较稳定，工作面可以适当的加长，综采工作面的长度一般在150~240m，所以选择的工作面的长度为195米较合适。另外，工作面的瓦斯涌出量较低，通风系统虽然不在设计任务之内，但对正常的采取设计来讲，通风问题都能够解决。
5. 经济合理的工作面
煤矿生产必然追求经济目的，在保证安全生产的前提下，以现有的技术条件，往往要求有经可能长的工作面，该地区地质构造简单，无断层，选取195m工作面长度也是较为合理的选择。
第三节 采煤工作面循环作业图表的编制
1、工作面布置图(见图纸)
循环作业图
21
22
23
24
的，对后面几节的设计，不仅翻遍了手边的每份资料，还要上网搜寻更详细，更新的知识，即便如此，对于没有系统化，整体化知识结构的学生来说，多如乱麻的资料只会让设计更无头绪，还好在整个设计过程中，有老师的指导和同学间的交流，才勉强完成。
通过这次课程设计，让我对所学的知识有了综合性的认识，也对煤矿生产系统有了更直观的了解。尽管所完成的设计是以假想矿井为条件，设计内容并不用于实际生产，但面对自己漏洞百出的设计，心情难平，何况其中很多东西，都是借鉴他人，于人不公，于己有愧，念此，更不敢对设计有丝毫懈怠，唯有倍加努力，当以自勉。
参考文献
1、徐永圻.《采矿学》 徐州：中国矿业大学出版社，1999 ，188-272页
2、谢锡纯.《矿山机械与设备》 北京：煤炭工业出版社，2010，67-84 页，113-339页
25
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