采矿学课程设计--采区巷道布及采煤工艺设计

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《采矿学》课程设计新疆大学本科生课程设计学院：地质与勘查工程学院专业：采矿工程课程：采矿学设计题目：万t/a采区巷道布及采煤工艺设计指导教师：卡哈尔,亚尔买买提老师职称：讲师姓名：阿布力米提.麦麦提明学号：28 《采矿学》课程设计目录《采矿学》课程设计任务书……………………………3第一章采区巷道布置…………………………………7第一节区储量与服务年限…………………7第二节采区内的再划分……………………………9第三节确定采区内准备巷道布置和生产系…10第四节采区中部甩车场线路设计………………14第二章采煤工艺设计……………………………………20第一节采煤工艺方式的确定……………………….20第二节工作面合理长度的验证…………………25第三节采煤工作面循环作业图表的………………25课程设计总结………………………………………27参考文献…………………………………………………….2828 《采矿学》课程设计《采矿学》课程设计任务书一、目的通过开拓方案设计要达到下列目的：（1）系统地运用所学的理论知识。（2）掌握矿井开拓方案设计的步骤和方法。（3）熟练掌握方案比较法在开拓设计中的应用（重点）。（4）提高和培养学生分析问题、解决问题的能力。（5）提高和培养学生文字编写、计算和应用CAD绘图的能力。二、设计题目设计原始条件（1）地质条件矿井东西长为4800~6500m，南北宽为2400~3500m。井田内的可采煤层为9号煤，埋深300m，煤层赋存稳定，平均厚度5~7m。倾角平均为14o~25o，为缓倾斜厚煤层。井田深部以煤层的-750m底板等高线为界；浅部以-350底板等高线为界。地面标高-100m。伪顶：岩性为炭质泥岩、泥岩，厚0.20~0.57m，平均0.3m。直接顶：岩性主要为泥岩、砂质泥岩，局部为炭质泥岩，薄层状～中厚层状、波状层理、均匀层理，厚度变化较大，在0.6~8.4m之间，平均3m。老顶：由砾岩、粗粒砂岩、中细粒砂岩构成，一般厚度4~10m，平均厚度6m。砂岩矿物成分主要为石英、长石，岩屑次之，中厚～厚层状，交错层理，块状构造，孔隙式钙质胶结，较为坚硬，属中等坚硬～坚硬岩石。直接底：岩性为泥岩、砂质泥岩、炭质泥岩，局部为砾岩、中粒砂岩，厚0.7~6.54m，平均厚度3.5m。中粒砂岩属中等坚硬岩石。老底：粉砂岩与中粒砂岩互层，平均厚度25m。9号煤干密度1.32~1.731t/m³，平均1.465t/m³。（2）开采技术条件各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，煤层属简单结构煤层，硬度系数f=2，属中硬煤层。基岩沿走向方向的移动角δ=75o、上山方向的移动角γ=75o和下山方向的移动角β=85o。28 《采矿学》课程设计各煤层瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小。三、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；设计采(带)区综合柱状图柱  状厚度(m)岩 性 描 述————————————————8.60灰色泥质页岩，砂页岩互层---------------------------------------------------8.40泥质细砂岩，碳质页岩互层0.20碳质页岩，松软3.5K1煤层，=1.30t/m3-----------------------------------4.20灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬------------------------------------------7.80灰色砂质泥岩 0.2-0.5K2煤层-----------------------------------------4.60薄层泥质细砂岩，稳定················3.20灰色细砂岩，中硬、稳定 2.50K3煤层，煤质中硬，=1.30t/m328 《采矿学》课程设计。。。。。。。。。。。。。。。。。。3.50灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度60—80Mps。。。。。。。。。。。。。。。。。。24.68灰色中、细砂岩互层四、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。28 《采矿学》课程设计28 《采矿学》课程设计第一章.采区巷道布置第一节．区储量与服务年限1.1.1采区生产能力选定为120万t/a1.1.2．采区的工业储量、设计可采储量 (1)采区的工业储量                Zg=H×L×(m1+m2+m3)×γ  (公式1-1)式中：Zg----采区工业储量，万t；    H----采区倾斜长度，4800m；    L----采区走向长度，3500m；   γ----煤的容重，1.30t/m3；   m1----K1煤层煤的厚度，为3.5米；m2----K2煤层煤的厚度，为0.2-0.3米,取平均0.35米；m3----K3煤层煤的厚度，为2.50米；Zg=4800×3500×(3.5+0.35+2.50)×1.3=13868.4万tZg1=4800×3500×3.5×1.3=7644万tZg2=4800×3500×0.35×1.3=764.4万tZg3=4800×3500×2.50×1.3=5460万t(2)设计可采储量  ZK=(Zg-p)×C  (公式1-2)                  式中：ZK---- 设计可采储量, 万t；       Zg---- 工业储量，万t；       p---- 永久煤柱损失量，万t；C---- 采区采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%。本设计条件下取80%。永久保护煤柱:(采区边界永久煤柱损失量和上山煤柱损失。采区两边边界保护煤柱取10米,采取上部边界煤柱取20米保护煤柱下部边界取30米保护煤柱;上山之间煤柱取20保护煤柱米上山两侧煤柱各取去30米保护煤柱)Pm1=20×3500×3.5×1.3+30×3500×3.5×1.3+10×2×(4800-20-30)×3.5×1.3+30×2×(4800-20-30)×3.5×1.3＋20×(4800-20-30)×3.5×1.3=295.75万tPm2=20×3500×0.35×1.3+30×3500×0.35×1.3+10×2×(4800-20-30)×0.35×1.3+30×2×(4800-20-30)×0.35×1.3＋20×(4800-20-30)×0.35×1.3=29.575万tPm3=20×3500×2.5×1.3+30×3500×2.5×1.3+10×2×(4800-20-30)×2.5×1.3+30×2×(4800-20-30)×2.5×28 《采矿学》课程设计1.3＋20×(4800-20-30)×2.5×1.3=211.25万t                    采区设计可采储量：ZK1=(Zg1-p1)×C1=(7644-295.75)×0.75=5511.1875万tZK2=(Zg2-p2)×C2=(764.4-29.575)×0.85=624.60125万tZK3=(Zg3-p3)×C3=(5460-211.25)×0.80=4199万t1.1.3采区服务年限:                     T=ZK/A×K ——(公式1-3)    式中： T---- 采区服务年限，a;        A---- 采区生产能力，150万t；        ZK---- 设计可采储量，2315.7万t；        K----储量备用系数，取1.3。T1=ZK1/A×K=5511.1875万t/(120万t ×1.3)=35.33aT2=ZK2/A×K=624.60125万t/(120万t ×1.3)=4.00aT3=ZK3/A×K=4199万t/(120万t ×1.3)=26.92a    T=T1+T2+T3=35.33+4+26.92=66.25a ，取66年。  1.1.4、验算采区采出率1、对于K1厚煤层:                   C1=(Zg1-p1)/Zg1-----(公式1-4)式中：C-----采区采出率，% ；        Zg1----K1煤层的工业储量，万t ；        p1----K1煤层的永久煤柱损失，万t ， ； C1=(Zg1-p1)/Zg1=（7644-295.75）/7644=96.13% >75%满足要求2、对于K2中厚煤层：C2=(Zg3-p3)/Zg3-----(公式1-5)    式中：C----采区采出率，% ；          Zg2----K2煤层的工业储量，万t ；P2----K2煤层的永久煤柱损失，万t C2=(Zg2-p2)/Zg2=(764.4-29.575)/764.4=96.13%>80%满足要求3、对于K3中厚煤层：C3=(Zg3-p3)/Zg3-----(公式1-5)   式中：  C----采区采出率，% ；         Zg3----K3煤层的工业储量，万t ；P3----K3煤层的永久煤柱损失，万t ，；C3=(Zg3-p3)/Zg3=(5460-211.25)/5460=76.90<80%不满足要求28 《采矿学》课程设计第二节采区内的再划分1.2.1、确定工作面长度由已知条件知：该煤层左右边界各有10m的边界煤柱，上部留20m防水煤柱，下部留30m护巷煤柱，故其煤层倾向共有：4800-50=4750m的长度，走向长度3500-30×2-20-10×2=3400m。地质构造简单，煤层附存条件较好，瓦斯涌出量小。且现代工作面长度有加长趋势，且采煤工艺选取的是较先进的综采。又知，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～4.5m,本采区选取4.5m，且采区生产能力为120万t/a，一个中厚煤层的一个工作面便可以满足生产要求，采用沿空掘巷方式,巷道间留较小煤柱，取5米.取区段平巷的宽度为4.5m，留5m小煤墙。则采煤工作面长度为：L1=(b-q-((2×L2+p)×n-p))/n(公式1-5)式中：L1——工作面长度，m；L2——区段平巷宽度，m；b——采区倾向长度，m；q——采区上下边界预留煤柱宽度，m；P——护巷煤柱宽度，m；n——区段数目，个；L1=(4800-20-30-((4.5+5)×5)-4.5)/5=199.6m工作面长度取200米1.2.2、工作面生产能力Qr=A/(T×1.1)(公式1-6)式中：A----采区生产能力，120万t/a；Qr----工作面生产能力，t/天；T----每a正常工作日，330天。故：Qr=A/（T×1.1）=120/(330×1.1)=3305.78t1.2.3工作面接替顺序目前，煤炭企业生产系统向高产高效集中化生产的方向发展，新建大型化矿井均朝“一矿一井一面”的设计思想改革，采用提高工作面单产，用一个工作面的产量来保证整个矿井的设计生产能力，故为适应现阶段煤炭行业的知道规范，本采区设计一个采煤工作面。其工作面接替顺序如下表：28 《采矿学》课程设计对于K1煤层：4801停采线80m480248034804480548064807480848094810K1煤层工作面接替顺序：4801→4802→4803→4804→4805→4806→4807→4808→4809→4810对于K3煤层：6101停采线80m610261036104610561066107610861096110K3煤层工作面接替顺序：6101→6102→6103→6104→6105→6106→6107→6108→6109→6110注：箭头表示回采工作面的接替顺序。第三节确定采区内准备巷道布置和生产系统1.3.确定采区内准备巷道布置和生产系统1.3.1完善开拓巷道为了减少煤柱损失提高采出率，利于灭灾并提高经济效益，根据所给地质条件及采矿工程设计规划，在第一开采水平中，把为该采区服务的运输大巷回风大巷布置在K3煤层底板下方25m的稳定岩层中，回风大巷布置采区上部边界。1.3.2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，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。采区布置方案分析比较确定采区巷道布置系统，采区内有三层煤，采用联合布置，根据相关情况初步制定以下三个方案进行比较：28 《采矿学》课程设计方案一：采区上山联合布置两条岩石上山在距K3煤层底板15m处岩石中布置两条岩石上山，一条为运输上山，另一条为轨道上山，两上山层位有一定差距，使其分别联结两翼的区段;平巷不交叉；石门联系各煤层。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。该方案的特点是：岩石工程量大，掘进费用高，联络石门长，但维护条件好，维护费用低，有利于通风，运输能力大。方案二：采区上山联合布置两煤层上山在K3煤层中布置另一条轨道上山一条运输上山。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。该方案的特点是：采用两条煤层上山，工程量小，初期投资少但上山不易维护，维护费用高，需要保护煤柱。方案三：采区上山联合布置一煤一岩上山在距K3煤层底板15m处岩石中布置一条岩石运输上山，在K3煤层中布置另一条轨道上山，石门联系各煤层。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。该方案的特点是：节省了一条岩石上山，相对减少了岩石工程量，但轨道上山不易维护，维护费用高，需要保护煤柱。在K3煤层中布置另一条轨道上山一条运输上山。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。该方案的特点是：采用两条煤层上山，工程量小，但上山不易维护，维护费用高，需要保护煤柱。 技术经济比较：表1-6技术比较表方案一方案二方案三优点：两条上山均布置在岩石中，巷道稳定，受采掘干扰较小，且维护容易两条上山均布置在同一煤层中，降低了出矸量，提高了煤炭的生产率，掘进容易兼有方案一和二的优点，维护较容易缺点岩石工程量大，掘进费用高，工期长维护困难，受采掘影响较大增加了岩石工程量，降低了生产率，增加了掘进成本28 《采矿学》课程设计表1-7掘进费用表方案工程名称方案一方案二方案三单价工程量费用（万元）工程量费用（万元）工程量费用（万元）岩石上山（m）15781050×1.2×2=2640416.60.000.001050×1.2=1320208.3煤层上山（m）12480.000.001050×1.2×2=2640338.9761050×1.2=1320169.488煤仓(元/m3)1441.2×3.14×42×15/0.924×5=4893.50670.50.000.001.2×3.14×42×5/0.924×5=1631.79623.5甩入石门(元/m)11521.2×10/0.276×5=434.850.10.000.000.000.00合计537.2338.976410.288表1-6维护费用表方案工程名称方案一方案二方案三单价工程量费用（万元）工程量费用（万元）工程量费用（万元）岩石上山（m）402640×16=42240168.960.000.001320×16=2112084.48煤层上山（m）900.000.002640×16=42240380.161320×16=21120190.08煤仓(元/m3)8093.6×16=1497.611.980.000.0031.2×16=249619.968甩入石门(元/m)80434.8×16=6956.855.70.000.000.000.00合计236.64380.16294.52828 《采矿学》课程设计表1-6辅助费用表方案工程名称方案一方案二方案三单价工程量费用（万元）工程量费用（万元）工程量费用（万元）煤仓(元/m3)951434.841.350.000.0031.22.97甩入石门(元/m)95193.68.90.000.000.000.00合计50.252.97表1-6费用总汇表方案费用项目方案一方案二方案三掘进费用489.2330.97410.28维护费用236.64380.16294.52辅助费用50.250.002.97费用总计753.77698.13675.73百分率116.87%105.42%100%综上技术经济比较所述：故选择方案二，即双煤层上山的煤层群联合布置的准备方式由于煤层条件好瓦斯水涌出量小故只设置两条上山就可以（一条运输上山一条运输上山）m3煤层煤层赋存条件简单煤质硬度f=2较硬，从经济上技术上综合比较可选用一煤层一岩上山布置在k3煤层中，k3煤层底板岩层布置运输上山k1k2采出的煤通过溜煤眼到达采区运输上山。1.3.3．回采巷道布置方式.：单巷沿空掘巷掘进方式。分析：已知采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，可以充分发挥棕采高产高效的优势。同时，为减小煤柱损失，提高采出率。综合考虑各种因素，采用单巷沿空掘巷方式区段间留设5米小煤柱。在采区巷道布置平面图内，工作面布置和推进的位置应以达到采区设计产量及安全为准。工作面推进到距采区上山30米处的位置。28 《采矿学》课程设计1.3.4．确定采区内上、下区段相邻工作面交替期间同时生产时的通风系统图 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如图所示。1.3.5．采区上部和下部车场选型：(1)考虑到采用采用采区上部车场有车辆运行顺当、调车方便等优点和有通风不良，有下行风的缺点，确定采用上部平车场。(2)由于运输大巷距阶段运输大巷25m，采区生产能力大，故下部车场可选择大巷装车式下部车场(底绕式)。第四节采区中部甩车场线路设计1.4.1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16°。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°)28 《采矿学》课程设计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″为了使计算直观简便，做出车场线路布置草图如图1-8：图1-8中部甩车场线路计算草图图1-8中部甩车场线路计算草图（2)斜面平行线路联接点参数确定如图1-9：图1-9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′=9000mm28 《采矿学》课程设计，则各参数计算如下：B=Scotα=1900×cot14°15′=7481mmm=S/sinα=1900/sin14°15′=7719mmT=Rtan(α/2)=9000×tan(14°15′/2)=1125mmn=m-T=7719-1125==6594mmc=n-b=6594-3500=3094mmL=a+B+T=3340+7481+1125=11946mm1.4.2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″)=725.71mmLg=Rg(sinβ-sinrg)=20000(sin15°29′42″-sin37′49″)=5123.mmTg=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(sinβ′-sinrd)=9000(sin15°29′42″＋sin30′56″)=2485.37mmTd=Rd×tan(βd/2)=9000×tan(16°38″/2)=1265.71mmKd=Rd×βd/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3×3×2=18m，起坡点间距设为零，则有：H=18000×11‰+18000×9‰=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=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。28 《采矿学》课程设计1.4.3高低道存车线参数确定闭合点O的位置计算如图1-10：图1-10闭合点联接设高差为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=17835.93mm1.4.4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°=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=18326.66mm28 《采矿学》课程设计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=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△1=±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△4=△3+hg=360+725.71=1085.71m△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=163.80mm1.4.5根据结果绘制甩车场平面图如图1-11其坡度图如图1-12：28 《采矿学》课程设计图1-11采区中部车场平面图图1-12车场坡度图28 《采矿学》课程设计第二章采煤工艺设计第一节采煤工艺方式的确定2.1.选第三煤层，即k1煤层为对象设置采煤工艺。由于k3煤层厚度为3.5m，属于中煤层，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，大采高一次采全厚采煤法工作面“三八”制作业形式，即两班采煤，一班准备。采煤机截深为1.0m，。工作面回采工艺流程为：采煤机割煤、装煤→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。2.1.1落煤与装煤(1)确定落煤方式采用综合机械化放顶煤开采，双滚筒采煤机直接落煤装煤。(2)确定工作面日推进度V=Qr/(L1×h×α×γ)(公式2-1)式中：v----日推进度，m/天；Qr----工作面设计生产能力，t/天（已算出3305.78t）；L1----工作面长度，m；h----采煤机割煤高度（煤层厚度m），α----工作面采出率,对于厚煤层取0.93;γ----煤得容重,t/m3;将数据带入可得:V=3305.78/(200×3.5×0.93×1.3)=3.91m/d选择滚筒截深1000mm,日进8刀,采用“三八制”，两采一准备的工作制度。(3)进刀方式：为了合理利用工作时间，提高效率。采用端头斜切煤进刀割三角方式，双向割煤。进刀过程如下：a.当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处沿留有一段下部煤（见图2-1a）；b.调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起、并沿送机移直（见图2-1b）；c.再调换两个滚筒上、下位置，重新返回割煤至输送机机头处（见图2-1c）；d.将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上、下滚筒，返程正常割煤（见图6-1d）。28 《采矿学》课程设计2.1.2工作面设备选型其设备设备选型及配套应遵循以下原则：（1）液压支架应能适应煤层厚度的变化和顶板的下沉，要在最大采高或煤厚时支得起并有一定富裕，在最小采高或煤厚时卸得掉。（2）采煤机选型的原则①、适合特定的煤层地质条件，采煤机的采高、截深、功率、牵引方式等选取合理，有较大的适用范围。②、满足工作面生产能力要求，采煤机实际生产能力大于工作面设计生产能力。③、采煤机性能好，可靠性高，各种保护功能完善。④、采煤机的选型应与矿井设计生产能力相适应。（3）、刮板输送机的选型原则①、刮板输送机的输送能力要大于或等于采煤机或刨煤机的生产能力。②、刮板输送机的溜槽长度要与液压支架的宽度相匹配。③、刮板输送机的溜槽与液压支架的推移千斤顶的连接装置和配合间隙要匹配。根据煤层的实际情况，经查《采矿设计手册》，选用采煤机。28 《采矿学》课程设计(1)采煤机参数:采煤机型号MG700-WD1采高1.8～4.0适应煤层硬度<=3煤层倾角<=25截深800mm滚筒直径mmφ1600卧底量255mm.配套运输机槽宽730,764，800牵引力kN500～300牵引速度0～8.3滚筒中心距电机功率(kw)2×300+2×40+2×11≈700机面高度1685mm总质量50t制造厂西安煤机厂     液压支架各参数如下：(2)液压支架ZY35-17/35（郑州煤机厂）型式支撑掩护式支撑高度1.7～3.5m宽度1.42～1.59m煤层厚度中厚煤层初撑力1884KN工作阻力4000kN支架中心距1500mm支护强度0.73Mpa适应煤层倾角=25°泵站工作压力14.7Mpa28 《采矿学》课程设计序号设备名称数量型号备注1采煤机1MG700-WD12液压支架137ZFS4400/18/283刮板输送机2SCEC-730/4004转载机1SZZ-764/1325破碎机1PEM1000×6506胶带运输机1SSJ1200/3×200M7喷雾站1XP250/558端头支架6ZFS4800/20/309乳化液泵站1XRBB-80/35.D10磁力启动器111配电箱2.1.3运煤支护(4)确定移架方式因为此采区顶板条件好，结构稳定，所以选用依次顺序式的移架方式。这种方式容易保证移架和支护质量，操作简单，但是移架得速度慢，适用与顶板稳定性好的采煤工作面。(5)确定支护方式此工作面采用及时支护方式，采煤机割煤后，先移架后推溜，防止冒顶和片帮。(6)确定端头支架根据工作面条件，选择得端头支架为：ZFS4800/20/30。其各项参数如下：序号参数类型参数值序号参数类型参数值1型号ZFS4800/20/308中心距1500mm2型式支撑掩护式9外形尺寸4570×1420×2030mm3支架重量15.57t10支护强度0.87Mpa4运煤方式单输送机运输11适应煤层倾角≤25°5高度2.03---2.98m12供液泵压31.5Mpa6工作阻力4704kN7初撑力3920kN14设计单位北京煤机厂(7)确定超前支护方式与距离超前支护采用金属铰接顶梁支护，超前工作面25米。(8)校核支架高度与强度在实际使用中，通常所选用的支架的最大结构高度比最大采煤高度大200mm左右，即：28 《采矿学》课程设计Hmax=Mmax＋0.2，m△1=3.5-2.8≥0.2m，满足要求；最小结构高度应比最小采煤高度小250~350mm，即：Hmin=Mmin－（0.25～0.35），m△2=2.2-1.7≥0.25～0.35m，满足要求；强度校验：P=(6～8)×9.8×S×γ×M×cosα式中：S——支架支护的顶板面积，m2γ——顶板岩石密度，t／m3M——采高，mα——煤层倾角，°P=8×9.8×5.678×1.42×1.3×2.5×cos16=1975KN<4000KN经校核，支架高度与强度均符合要求。(9)确定工作面支架的数量由于端头支架中心距2m，巷道宽度4.5m，则所需端头支架数量为：N1=4.5×2/2=4架即需要6架端头支架。工作面所需支架数量为：N2=200/1.5=133.3架取N2=134架，即工作面所需液压之间数量为134架。则一个工作面共需要液压支架的数量为：N=N1+N2=6+134=140架2．1．4采空区处理采用全部垮落法处理采空区，如果较长距离顶板不垮落，则采用强制放顶处理采空区。28 《采矿学》课程设计第二节  工作面合理长度的验证1．从煤层地质条件考虑该采区内的三层可采煤层的地质条件较好，无断层，煤层倾角为16°，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。正规循环每天进八刀，采煤机滚筒截深为800mm，所以K1煤层的工作面实际年生产能力为：     330×0.800×8×2.5×200×1.3×0.93=127.67  (万吨)能够满足设计120万吨的生产能力的要求，一个工作面生产就能够满足设计生产能力的要求，并且考虑到其他各个方面对生产的影响，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采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200米刮板输送机。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200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180~250m，所以选择的工作面的长度为200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    由于采区倾斜方向长为1100米，除去煤柱宽及巷道宽100米，剩余1000米，把每个工作面长度定为200米，1000÷200=5， 正好为5工作面。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 采煤工作面循环作业图表的编制2.3.1、工作面布置图、循环作业图、劳动组织表、技术经济指标表(见图纸)。28 《采矿学》课程设计2.3.2、有关工种及出勤人数，可参照教学例题和现场经验酌情安排(见图纸)。工作面劳动组织表序号工种早班中班夜班合计1班长11132采煤机司机33393输送机司机334104转载机司机11355胶带输送机司机11137端头维护工22268跟班电工33289运料工  44101泵站工111311跟班机修工225912技术员111313送饭工1113合计 19191967  2.3.3、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；(2)、采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。28 《采矿学》课程设计课程设计总结这次《采矿学》课程设计在曹安业老师的细心指导下，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，要感谢曹老师一丝不苟的悉心指导和谆谆教诲，这次设计任务，煤层地质构造条件理想，我设计的煤层平均倾角为16°，生产能力为120万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，设计出了一套在技术上可行，经济上优越的现代化大型矿井煤层群组采区开采方案。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，在以零号图纸为画布手工绘制工作面布置层面图（1：50）和采区巷道布置平面图（1：2000）及其剖面图（1：2000）的过程中，从许多细节问题处达到了很多益处，同时增强了动手能力，使自己得到了又一次很大的锻炼。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，在说明书上所附的各计算示意图和插图均用工程绘图软件AutoCAD2006绘制，在这个过程中，对使用AutoCAD绘制采矿工程图形有了新的认识，重新温习了许多绘图命令以及了解了最新的制图标准。如何利用先进技术绘制标准、规范、合格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，我也会认真的深造。通过这次课程设计，让我经历了一个采区从设计到开采的全过程，这将是我以后学习和工作的财富。为我以后的学习和工作有着很大的指导和帮助。最后再次感谢指导我和帮助过我完成此次课程设计的老师，谢谢！28 《采矿学》课程设计参考文献参考文献：1、杜计平，《采矿学》，徐州：中国矿业大学，2009。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，2003。5、采矿设计手册编委会，《采矿手册》，北京：冶金工业出版社，1990。6、武同振等，《综采综掘高档普采设备选型配套图集》，徐州，中国矿业大学，1993。7,28