采矿课程设计
采矿课程设计
绪论
一、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3600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。
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
煤层倾角条件2：煤层平均倾角为16°
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；
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。
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150万t/a
1.1.2．采区的工业储量、设计可采储量
一、采区的工业储量
Zg=H×L×(m1+m3)×γ(公式1-1)
式中：Z g----采区工业储量，Mt；
H----采区倾斜长度，1100m；
L----采区走向长度，3600m；
γ----煤的容重，1.30t/m3；
m1----K1煤层煤的厚度，为 3.5米；
m3---- K3煤层煤的厚度，为 2.50米；
Zg=1100×3600×(3.5+2.50)×1.3
=30.888M t
Zg1=1100×3600×3.5×1.3
=18.018Mt
Zg3=1100×3600×2.50×1.3
=12.870Mt
设计可采储量ZK=(Zg-p)×C (公式1-2)
---- 设计可采储量, 万t；
式中：Z
K
Z g---- 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%。
二、矿井设计储量的计算
采区上下边界采用30m防水煤柱，左右边界采用10m保护煤柱。保护煤柱煤量计算公式如下：
P=（S—S’）×M×γ
b
P——采区保护煤柱量，万t；
式中
b
S ——采区边界内面积，3960000㎡；
S’——保护煤柱内面积，(3600-20)×（1100-60）=3723200㎡；
M——煤层厚度，m；
γ——煤层的容重，t/ m3；取值为1.3。
P=（3960000-3723200）×3.5×1.3=107.744Wt
上煤层保护煤柱：
b
P=（3960000-3723200）×2.5×1.3=76.96Wt
下煤层保护煤柱：
b
则采区边界保护煤柱：
P=107.744+76.960=184.704Wt，取1.847Mt
b
上煤层设计储量：Zs=Zg-P
=18.018-1.07744=16.941Mt
b
=12.87-0.7696=12.1Mt
下煤层设计储量：Zs=Zg-P
b
则矿井设计储量：Zs=16.94+12.1=29.041Mt
三、设计可采储量
矿井设计可采储量：矿井设计储量乘以采区回采率，为矿井设计可采储量。
Zk=Zs×c
式中 Zk——矿井可采储量,Mt；
Zs——矿井设计储量,Mt；
c——采区回采率，中厚煤层0.8
上煤层设计可采储量：Zk=16.941×0.8=13.553Mt
下煤层设计可采储量：Zk=12.1×0.8=9.68Mt
则矿井设计可采储量：Zk= 13.553+9.68=23.233Mt
3、计算采区的服务年限
根据《煤炭工业矿井设计规范》规定：矿井设计生产能力，应根据资源条件、外部建设条件、国家对煤炭资源配置及市场需求、开采条件、技术装备、煤层及采煤工作面生产能力、经济效益等因素，经多方案比较后确定。
具体矿井设计生产能力的确定应考虑如下因素：
（1）资源情况：
煤田地质条件简单，储量丰富应加大矿区规模，建设大型矿井。煤田地质条件复杂，储量有限则不能将矿区规模定的太大。 （2）开发条件：
包括矿区所处的地理位置、交通条件、用户、供电、供水、建筑材料及劳动力来源等，条件好者应加大开发强度和矿区规模；否则应缩小规模。 （3）国家需求：
对国家煤炭需求量的预测是确定矿区规模的一个重要依据。 （4）投资效果：
投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之，则缩小规模。
具体结合矿情况：井田储量丰富，煤层赋存稳定，厚度均匀变化很小，顶底板条件好，地质构造简单，无大断层发育，开采条件简单，又煤质好为优质无烟煤，市场需求状况好，经济效益好，但受高瓦斯煤层限制不适宜建特大型矿井，为此，从矿井资源条件、煤层开采技术条件和煤的加工利用以及煤炭外运条件等方面综合考虑，矿井年设计生产能力确定为150Wt/a 。
矿井服务年限的计算公式为：
k
Z A K
T
式中 T ——矿井的服务年限，a ；
Z k ——矿井的可采储量，万t ；
K ——矿井储量备用系数，取K=1.5； A ——矿井设计生产能力，万t/a 。
则矿井服务年限T=2323.3/150×1.4=11.06a 4、验算采区采出率
采区采出率= ×100%
采区实际出煤量=(S-s)×M ×R ×C1
式中： S ——采区面积，3723200㎡
s ——区段面积，区段数为5个，上下保护煤柱宽30m,区段煤柱宽10m,上下山相距20m ，区段面积=（30×2+20）
采区工业储量
采区实际出煤量
×1100+(5-1)×10×（3600-10×2）=231200m2；
M——煤层厚度，m；
R——容重，1.3t/ m3；
C1——工作面采出率，厚煤层0.93，中厚煤层0.95；
上煤层实际出煤量=（3723200-231200）×3.5×1.3×0.95=15.094Mt 则上煤层采出率=15.094/18.018=83.8%
下煤层实际出煤量=（3723200-231200）×2.5×1.3×0.95=10.782Mt 则中厚煤层采出率=10.782/12.87=83.78%
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0.8，薄煤层不低于0.85。符合《煤炭工业设计规范》规定。
第二节采区内的再划分
1、回采工作面长度的确定
影响工作面长度的因素有煤层赋存条件、机械设备及技术特征、巷道布置等。该采区的煤层特征，其煤层赋存条件好，地质条件简单，所以该矿井设计为综合机械化程度比较好的现代化矿井。要求工作面的较大的生产能力，故选用较长的工作面。一般综采工作面的长度范围为200～300m，但由于综采设备的改进，管理水平的提高，以及各区段之间的关系，为了能够使工作面的生产能力达到设计的要求，设计工作面的长度为220m.
2、工作面的推进方向和推进度
由于前进式的工作面和巷道的维护条件比较好，工作面的推进方向确定为前进式。
综采工作面的走向长度一般不宜小于1000m。另外，考虑到工作面搬迁次数及煤损随工作面推进距离之间的关系，结合矿井设计生产能力所选用滚筒采煤机的技术参数，可得出综采工作面的推进度为：
V=0.6×6×330=1188m/a
3、采区内的工作面数目
L=(1100-2×30)/220=4.727个取5个区段，实际区段斜长为208m
巷道宽4m，区段保护煤柱10m
工作面实际长度L=208-4×2-10=190m
4、工作面生产能力
工作面生产能力采用下式计算：
00A LV M C
式中 0A ——工作面生产能力，万t ；
L ——采煤工作面长度，m ；
0V ——工作面推进度，V 0=0.6×6×330=1188m/a ，其中，0.6m
为采煤机截深，6为每天进刀数，330为年工作日数；
M ——采高，m ；
——煤的容重，=1.3t/m 3；
0C ——采煤工作面采出率，中厚煤层0.95 上煤层A1=LV 0MRC 0=190×1188×3.5×1.3×0.95=97.567Wt 下煤层A3=LV 0MRC 0=190×1188×2.5×1.3×0.95=69.691Wt 采区生产能力为
B A =1
k ×(A1+ A3)
式中 B A ——采区生产能力，万t ；
1k ——采区掘进出煤系数，取1k =1.1； 则
B A =1
k ×(A1+A3)=1.1×(97.567+69.691)=167.258万t
第三节 确定采区巷道布置及生产系统
1、
布置上山数目、位置及进行方案关于技术经济比较：
方案一 一煤一岩上山布置，运输上山布置在k3煤层底板下20m 处，轨道上山布置在煤层中。
方案二 两条煤层上山布置，两条上山均布置在k3煤层中
方案三 两条岩石上山布置，两条上山均布置在k3煤层底板下方25m 处 2、可行性方案选择
（1）技术因素比较
①煤层上山：上山布置在煤层中，掘进容易、费用低，速度快，联络巷道工程量少，生产系统较简单，并可补充勘探资料。改进支护、加大上山煤柱尺寸可改善上山维护条件，但会增加一定的煤炭损失。煤层上山的维护难度取决于采深、煤层的强度和厚度、顶底板岩性、煤柱大小和服务时间。采用煤层上山，随着采煤工作面向上山方向推进，上山将逐渐承受工作面前支承压力影响，其受采动影响的程度与煤柱宽度和处于一侧采动还是两侧采动有关。
②岩石上山：上山布置在岩层中，掘进速度慢，准备时间长，受煤层倾角变化和走向断层影响小，特别是维护条件好，维护费用低，原因是巷道围岩较煤层坚硬，同时上山又离开了煤层一段距离，受采动影响小，从维护来说，上山布置在整体性强、分层厚度大、强度高的稳定岩层中，还要受与煤层底板保持一定距离，这是由于支承压力是按照衰减和扩展的规律向底板岩层中传播的，距煤层底板愈远，上山受采动影响愈小。另一方面，从掘进工程量来说，上山与煤层底板距离加大后，联络巷道的工程量就要增加。
综观以上三种方案，由于双岩上山岩石掘进工程量大，掘进费用高，采区准备时间较长，因此否决方案三。
（2）经济因素比较
①运输上山掘进费用：
方案一：1100×(1578+1164)=301.62万元
方案二：1100×（1284+1164）=269.28万元
②轨道上山掘进费用：两方案费用相同
③区段联络石门掘进费用：
方案一：151×（1152+951）=31.755万元
方案二：104×（1152+951）=21.871万元
④采区上部车场掘进费用：两方案相同
⑤采区绞车房掘进费用：两方案相同
⑥运输上山维护费用：
方案一：1100×40=4.4万元
方案二：1100×90=9.9万元
⑦轨道上山维护费用：
两方案费用相同
⑧区段运输石门维护费用：
方案一 151×80=1.208万元
方案二 104×80=0.832万元
⑨运输上山运输费用：两方案相同
⑩轨道上山运输费用：两方案相同
各方案总计费用（相同工程项目除外）：
方案一 338.983万元
方案二 301.883万元
从如上的经济比较中，可以看出双煤上山所需的总费用要比一煤一岩上山所需的总费用要少，因此在经济上更加合理，沿煤层掘进具有超前探煤作用。综合考虑以上因素，运输上山布置在K3煤层底板下20m处，轨道上山布置与煤层中。即：选中一煤一岩上山方式布置生产系统。
3、确定工作面回采巷道布置方式.
K1煤层为中厚煤层，单独开采时，可满足生产要求，故先开采K1煤层，K1
煤层采完后，接着采K3煤层。考虑到K1煤层生产能力较大，且矿井瓦斯涌岀量较低，为更好地进行工作面接替，减少煤柱损失，故采用沿空留巷。沿采空区留10m 的护巷煤柱。
4、在采区巷道布置平面图内，工作面布置及推进的位置应以达到采区设计产
量为准。
K1，K3煤层采取联合布置的开采方式，且岩体较稳定，煤层上山易维护，故在K1煤层上下边界各留30m防水煤柱，两侧各留10m边界煤柱，在上山附近留15m的停采煤柱。煤层适合综采一次采全高放顶煤。K3煤层一次采全高。
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12°。铺设600mm轨距的线路，轨形为22kg/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DK622-4-12(左)道岔。
道岔参数为α1=α2=14°02′10″，a=3462mm, b=3588mm。
斜面线路一次回转角α1=14°02′10″
斜面线路二次回转角δ=α1+α2=28°04′20″
一次回转角的水平投影角
α1′=arctan(tanα1/cosβ)
=14°20′13″(β为轨道上山倾角12°) 二次回转角的水平投影角
δ′=arctan(tanδ/cosβ)
=28°36′04″(β为轨道上山倾角12°)
一次伪倾斜角
β′=arcsin(sinβcosα1)
=arcsin(sin16°cos14°15′)
=11°38′12″
二次伪倾斜角
β″=arcsin(sinβcosδ)
=arcsin(sin16°cos28°30′)
=10°34′15″
图1-8 中部甩车场线路计算草图
为了使计算直观简便，做出车场线路布置草图如图1-8：（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′=9000mm，则各参数计算如下：
B=Scotα=1900×cot14°02′10″=7600mm
m=S/sinα=1900/sin14°02′10″=7834mm
T=Rtan(α/2)=9000×tan(14°02′10″/2)=1108mm
n=m-T=7834-1108==6726mm
c=n-b=6726-3588=3138mm
L=B+T=7600+1108=8708mm
1.4.2竖曲线相对位置
竖曲线相对参数：
高道平均坡度：ia=9‰,rg=arctania=30′56″
低道平均坡度：id=8‰,rd=arctanid=27′30″
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
=11°38′12″-30′56″
=11°07′16″
hg= Rg(cosrg-cosβ′)
=20000(cos30′56″-cos11°38′12″)
=410.26mm
Lg= Rg(sinβ-sinrg)
=20000(sin11°38′12″-sin30′56″)
=3854.13mm
Tg= Rg×tan(βg/2)
=20000×t an(11°07′16″/2)
=1947.12mm
Kg=Rg×βg/57.3°
=3881.71mm
低道竖曲线参数：
Βd=β′- rd
=11°38′12″-27′30″
=11°10′42″
hd= Rd(cosrd-cosβ′)
=9000(cos27′30″-cos11°38′12″)
=184.69mm
Ld= Rd(sinβ′-sinrd)
=9000(sin11°38′12″＋sin27′30″)
=1887.34mm
Td= Rd×tan(βd/2)
=9000×tan(11°10′42″/2)
=880.74mm
Kd=Rd×βd/57.3°
=1755.76mm
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=18000×9‰+18000×8‰=306mm
竖曲线的相对位置：
L1=[(T -L)sin β+msin β″+h g-hd+H]=1884.11mm
两竖曲线下端点(起坡点)的水平距离为L2，则有
L2= L1cos β′+ Ld- Lg=-114.66mm
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20000mm 合适。
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：
设高差为X ，则：
tan rd=(X -△X)/Lhg
=0.008
tan rg=(H -X)/Lhg =0.009 △X = L2×id =114.66×0.008 =0.91728mm
将△X 带入则可得X=144.49mm ，L h g =17946.59mm
1.4.4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°34′41″
K1= R1α/57.3°
=9000×14°34′41″/57.3°
图1-10 闭合点联接
=2289.75mm
K2= R2α/57.3°
=7100×14°34′41″/57.3°
=1806.36mm
△K= K1 -K2
=2289.75-1806.36
=483.39mm
T1= R1 tanα/2=1151.17mm
T2= R2 tanα/2=908.15mm
存车线长度
高道存车线长度为
Lhg=17946.59mm；
低道存车线长度为
Lhd=Lhg- L2=17946.59-36.32=17831.93mm；
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=2289.75-1806.36=483.39mm 则有低道存车线得总长度为
L=Lhg＋△K=17946.59+483.39=18429.98mm 具有自动下滑得长度为17946.59mm，平破长度为483.39mm，应在闭合点之前。
存车线直线段长度d:
d=Lhd-C1-K2
=17831.93-2000-1806.36
=14025.57mm
在平曲线终止后接14025.57mm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=3462+7600+1108=12170mm
(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
=3462×cos12°
+(3588+8708+3462+1884.11+880.74)×cos11 °
38′12″×cos14°34′41″
+(880.74+2000+908.15)×cos14°34′41″
+908.15+14025.57+12170
=51715.04mm
H2 =(b+L+a+L1+Td)cosβ′sinα+( Td+C1+T2)sinα+S =(3588+8708+3462+1884.11+880.74)×cos11°38′12″×
sin14°34′41″
+(880.74+2000+908.15)×sin14°34′41″
+1900
=7420.01mm
线路各点标高设低道起坡点标高△1=±0；
提车线：
△2=△1+hd=184.69mm
△5=△2+m×sinβ′+T×sinβ″
=184.69+7834×sin11°38′12″
+1108×sin10°34′15
=1968.11mm
甩车线：
△3=△1+H=0+306=306mm
=306+410.26=716.26m
△4=△3+h
g
△5=△4+(L-L1)×sinβ″
=716.26+(8708-1884.11)×sin10°34′15
=1968.11mm
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′
=1968.11+(3588+3462)×sin11°38′12″
=3390.13mm
△7=△6+a×sinβ
=3390.13+3462×sin12°
=4109.9mm
存车线:
△8=△3-Lhg×ig
=306-17946.59×0.009
=144.48mm
△9=△8=144.48mm
1.4.5根据结果绘制甩车场平面图如图1-11其坡度图如图1-12：
图1-11 采区中部车场平面图
图1-12 车场坡度图
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，K2煤层厚度为 2.5m，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，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
0.6m，。
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
5068.42t）；
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,对于中厚煤层取0.93;
γ----煤得容重,t/m3;
将数据带入可得:
V= 5068.42/[190 ×（3.5+2.5)×0.93×1.3]
= 3.68m/d
选择滚筒截深600mm,日进6刀,采用“三八制”，两采一准的工作制度。
(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）。
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。(1)采煤机参数:
(1)采煤机MG500/1330
(2)液压支架 ZY35-17/35
(3)工作面刮板输送机 SGZ－764／500