一、目的 1、 初步应用《采煤学》课程所学的知识，通过课程设计加深对《采煤学》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
某矿第一开采水平上山阶段某采区自下而上开采k1、k2和k3煤层，煤层厚度、间距及顶底版岩性见综合柱状图。(附表1)
该采区走向长度2100m，倾斜长度1000m，采区内各煤层埋藏平稳，平均倾角16°,地质构造简单，无断层，k1煤层较松软,k2和k3属于中硬煤层,是简单结构，各煤层瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小。
设计矿井的地面标高为+30 m 煤层露头为-30m.第一开采水平为该采区服务的一条运输大巷布置在k3煤层下方25 m的稳定岩层中,为满足生产系统所需的其余开拓巷道可根据采煤方法的不同中由同学自行决定.
三、课程设计内容 1、采区巷道布置设计；
2、采区工艺设计及编制循环图表。
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附表1：设计采区综合柱状图
柱 状 厚度（m） 岩 性 描 述 灰色泥质页岩，砂页岩互层 泥质细砂岩，碳质页岩互层 碳质页岩，松软 8.60 --------------------------------- ---------------------------------8.40 ----------------------------- 0.20 6.9 K1煤层，γ=1.30t/ m³ 4.20 灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬 灰色砂质泥岩 K2煤层,γ=1.30t/m³ 薄层泥质细砂岩，稳定 灰色细砂岩，中硬、稳定 K3煤层，煤质中硬，γ=1.30t/m3 灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度60—80Mps 灰色中、细砂岩互层 ---------------------------- ----------------------------7.80 3.0 4.60 3.20 ----------------------------- ------------- ·················· 2.2 。。。。。。。。。。。。。。。。。。 3.20 。。。。。。。。。。。。。。。。。。 24.68 中国矿业大学成教院 第 3页
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第一章 采区巷道布置
第一节 采区储量与服务年限 1、采区的生产能力
采区生产能力选定为150万t/a
2、计算采区的工业储量、设计可采储量 1.采区工业储量
由公式Zg=H*S*( m1+ m2+ m3)*r (公式1-1)
式中 Zg----- 采区工业储量，万t H------ 采区倾斜长度，1000m S------- 采区走向长度，2100m r-------- 煤的容重 ，1.30t/m³
mi------ 第i层煤的厚度，6.9+3.0+2.2=12.1m Zg=1000*2100*12.1*1.3 =3303.3(万t)
2.设计可采储量
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，万t
C--------- 采区采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层
取80%，薄煤层85%。由于m1为厚煤层， m2和m3为中厚煤层
说明：p可取其为工业储量
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P1 = （2×10×960+30×2100+10×2100+24×4×960）×6.9×1.3
=175.2万t
P2 = （2×10×960+30×2100+10×2100+24×4×960）×3.0×1.3
=76.2万t
P3 = （2×10×960+30×2100+10×2100+24×4×960）×2.2×1.3
=55.9万t
m1：Zk1=1883.7-175.2)×93%=1588.9万t
m2：Zk2=819-76.2）×95%=705.6万t m3：Zk3=600.6-55.9）×95%=517.4万t Zk=Zk1+Zk2+Zk3 =2811.9万t
3.采区服务年限
由 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，2273.9万t K—— 储量备用系数，取1.4 T=2273.9 /(150*1.4) =10.8 a
4. 验算采区采出率
a. 对于k1中厚煤层：
C=(Zg1-p1)/Zg1 ……(公式1-4)
C ——— 采区采出率，% ；
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Zg1 ——— k1煤层的工业储量，万t ；
p1 ——— k1煤层的永久煤柱损失，万t ；
说明：采区上部边界保护煤柱取30m，下部边界保护煤柱取
10m，区段煤柱24m.
Zg1=1000*2100*6.9*1.3=1883.7万t
p1=（2×10×960+30×2100+10×2100+24×4×960）×6.9×1.3
=175.2万t
C=(Zg1-p1)/Zg1=（1883.7-175.2）/1883.7
=90.7%>75% 满足要求
b. 对于K2中厚煤层：
C=(Zg2-p2)/Zg2 ……(公式1-5)
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 ； 说明： K2煤层与K1煤层相同。 Zg2=2100*1000*3.0*1.3=819万t
P2=（2×10×960+30×2100+10×2100+24×4×960）×3.0×1.3 =76.2万t
C=(Zg3-p3)/Zg3=（819-76.2）/819
=90.7%> 80% 满足要求
c. 对于K3中厚煤层：
C=(Zg3-p3)/Zg3 ……(公式1-5)
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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 ；
说明： K3煤层的保护上山煤柱一侧取30米，其余与K1煤层相同。
Zg3=2100*1000*2.2*1.3=600.6万t
P3=（2×10×960+30×2100+10×2100+24×4×960）×2.2×1.3 =55.9万t C=(Zg3-p3)/Zg3=（600.6-55.9）/600.6
=90.6%> 80% 满足要求
第二节 采区内的再划分
1. 确定工作面长
由已知条件知：该煤层倾向共有：1000m的长度。且采煤工
艺选取的是先进的综采，一次采全高放顶煤法，由《采煤学》所学知识得知，综放工作面长度一般为130m—190m，巷道宽度为4m～4.5m,本题目选取4.5m，且采区生产能力为150万t/a，一个中厚煤层的一个区段便可以满足生产要求，最终选定5个区段，区段煤柱选为24m,故工作面长度为：
L=(1000-30)/5-4.5*2-24=161.1(m)
取5m的整数倍，所以取L=160m
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2. 确定工作面生产能力
采区生产能力的基础是采煤工作面的生产能力，采煤工作面的生产能力取决于煤层厚度、工作面长度和推进度。一个采煤工作面的生产能力可由下式计算：
A0= L
采
*V0* m*γ* C ……(公式1-5)
式中：A0 ————工作面生产能力，万t/a ; L
采
————工作面长度；m，
V0 ————工作面推进度.综采面年推进度可达
1000—2000m，取1100m。
γ——煤容重，t /m3
C——工作面采出率，一般为0.93—0.97，取0.93
A0= L
采
*V0* m*γ* C
=160*1100*6.9*1.3*0.93=146.8万t
3．确定采区内工作面数目及接替顺序
由于采区生产能力为150万t/a,且工作面生产能力为146.8万t,对于K1煤层布置一个工作面便基本可满足生产要求（由于所选采煤机截深为630mm，一天共进6刀，故工作面生产能力为：0.63*6*146.8*6.9*1.3*0.93*330=152.7万t），而对于K2，K3煤层可采取两个工作面同时回采，以满足生产要求。其具体回采顺序如：表1.1所示：
表1.1 回采顺序表
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10102 10104 10106 10108 10110 10112 10101 10103 10105 10107 10109 10111 10202 10204 10206 10208 10210 10212 10201 10203 10205 10207 10209 10211 10302 10301 10304 10303 10306 10305 10308 10307 10310 10309 10312 10311 K3 煤层 k1 煤层
K2 煤层 对于k1 煤层，其厚度为6.9m,布置一个综放工作面便可以满足生产要求。对于3.0m的K2煤层和2.2m的K3煤层采取两个工作面同时生产，以满足生产要求。
K1煤层开采顺序：10102→10101→10104→10103→10106→ 10105→10108→10107→10110→10109→10112→10111 K2煤层开采顺序：（10201，10203）→（10202，10204）→ （10205，10207）→（10206，10208）→（10209，10210）→ （10211，10212）
K3煤层开采顺序：（10301，10303）→（10302，10304）→ （10305，10307）→（10306，10308）→（10309，10310）→ （10311，10312）
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说明：以上箭头表示方向为工作面推进顺序，括号内为同采工作面。
第三节 确定采区准备巷道布置及生产系统
1．确定采区内准备巷道布置
根据题目所选条件，完善采区所需的开拓巷道及准备巷道。还需两条上山。
2．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10 m处，轨道上山布置在煤层中。
方案二 两条岩石上山布置，两条上山均布置在k3 以下的岩层中
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10m 20m 20m 《采矿学》课程设计说明书 指导老师:刘勇
3.可行性方案选择
巷道以及硐室的掘进费用
方案 项目 岩石上山 煤层上山 回风石门 区段石门 变电所 方案一 (万元) (1000-40)*1578=151.5 (1000-40)*1284=123.3 方案二 (万元) （1000-40）*1578*2=303 0 44.8/sin160*1152=18.7671 44.8/sin160*1152=18.7671 29.8/sin160*1152=12.4834 29.8/sin160*1152=12.4834 (2.25*4+2.5*4+/4*42)*144=0.4886 π(2.25*4+2.5*4+/4*42)*144=0.4886 π(2.75*3.5+/4*42)*162=0.3593 π/4*82*32*144=29.6616 364. ππ绞车房 (2.75*3.5+/4*42)*162=0.3593 采区煤仓 总费用
π/4*82*32*144=29.6616 334.5
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巷道以及硐室的维护费用
方案 项目 方案一 (万元) 方案二 (万元) 岩石上山 煤层上山 回风石门 (1000-40)*30*11=31.8 (1000-40)*90*11=95.1 44.8/sin16*80*29.76=38.7853 （1000-40）*30*2*11=63.1 0 44.8/sin16*80*29.76=38.7853 29.76*29.8/sin16*80=25.7992 62*30*29.76=5.5353 1.2*2824*0.6*0.381=0.0774 132.97 区段石门 29.76*29.8/sin16*80=25.7992 变电所 采区煤仓 62*30*29.76=5.5353 1.2*2824*0.6*0.381=0.0774 总费用 196.96 方案一的总费用：531.46万元 方案二的总费用：496.97万元
从如上的经济比较中，可以看出双岩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，双岩上山维护费用少且无需留煤柱。综合考虑以上因素，可采用在K3煤层下15m处集中布置两条岩石上山，。即：选中双岩上山方式布置生产系统。
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4、确定工作面回采巷道布置方式.
K1煤层为厚煤层，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K2，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，故采用沿空掘巷。沿采空区留5m 的护巷煤柱。
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。
由于k1，k2，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煤层两侧各留5m边界煤柱。煤层适合综采一次采全高放顶煤。k2，k3煤层一次采全高。
K1煤层上、下区段交替期间同时生产的通风系统如图1.1（第21）。 5、 采区上、中、下部车场选型 采区上部车场选用单道顺向平车场；
采区下部车场选用大巷装车顶板绕道式，由于煤层倾角为16。，而
且顶底板围岩稳定，所以选用该形式的车场。 采区中部车场
该采区开采近距离煤层群，轨道上山布置在底板岩石中，倾角为 16°，向区段石门甩车。轨道上山和石门内均铺设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，要求甩车场存车线设双轨高低道。斜面线路布置采用一次回转方式。
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。
且k1煤层厚度为6.9m，属于中硬煤层，故可用综合机械化采煤一
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次采全高放顶煤工艺。 2.选用国产设备
经查《采矿设计手册》得知：根据煤层的实际情况，选用MG880WD采煤机，参数如下：
采高 1.8～3.7m 适应煤层硬度 f=1～3 煤层倾角 ≤ 35° 截深 630mm 滚筒直径 1.6 m 牵引式 无链 牵引力 532KN 牵引速度 0～7 m/min 滚筒中心距 8180 mm 机身高度 1499 mm 卧底量
200mm
该滚筒采煤机由鸡西煤机厂制造。 2. 采煤与装煤
落煤方式：采用双滚筒采煤机直接落煤。 进刀方式： 斜切进刀，双向割煤。
采 放 比：由经验可知，采放比在1：1~3之间为合理，故取采
3m放3.9m。采放比为：1：1.3。
截 深：采煤机截深选为630mm。 上下缺口长度：20~25m。
放煤步距：由于顶煤厚度较大，则放煤步距采用两采一放。 放煤方式：单轮、间隔、多口放煤。（实践证明：该方式丢煤少，
混矸少，又易于实现高产高效，故采用。）
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3、 运煤
运煤选用SGZ—764/500型可弯曲刮板输送机。
SGZ—764/500型可弯曲刮板输送机技术特征表： 型号 规格 运输能力t/h 性能 设备高度m 传送速度m/s 刮 板 链 型式 规格 破断负荷kn 间距mm 偶 合 器 型号 介质 减速器速比 布置方式 电 动 机 型号 功率 电压v SGZ—764/500型 1100 200 1.21 双链 30*108t 1107 1080 1：308L 平布 KBYD—680/250 2*250*125 1140 4、 支护与处理采空区
k1煤层厚度6.9m，煤层结构简单，因此为减少煤柱损失，采用综放回采工艺。为提高煤的冒放性和采出率，减少煤层，并考虑到矿压和煤层倾角较大时的支架稳定性，放顶煤支架选择低位双输送机
ZFS5200—17/32型，其技术特征如下表：
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分类 型号 初承力 KN 支护强度 Mpa 低ZFS5200 5200/4552 0.76 位 —17/32 双输 5、架中心距：1.5m 6、移架方式
有依次顺序、分组交错和成组整体顺序式三种。且由于分组交错式，移架速度快，能满足采煤机快速牵引的需要，适用于顶板比较稳定的高产工作面。故选用分组交错式。 7．支护方式
由于k1煤层f = 2，为防止片帮和冒顶，因此选用及时支护。 8．端头支架
经查《采矿设计手册》得到：PDZ端头支架（掩护式），支架参数
如下：
支撑高度 1.6～3.8 工作阻力 9000 KN 初撑力 7070 KN 支护强度 0.51 Mpa 该支架由郑州煤机厂制造。 9．超前支护方式和距离
由于采用综放开采，支撑压力分布范围大，峰值点距煤壁前方 5-15m,分布范围10-30m，所以超前支护的距离为25m。
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拉架力 KN 外长 m 型重量 t 18 放煤方式 155/395 4046 插板式 无脊背 《采矿学》课程设计说明书 指导老师:刘勇
选用单体支柱和金属铰接顶梁支护。铰接顶梁的长度为1200mm。 10．计算工作面的支架需求量 N = L * E
式中： N ———— 工作面支架数目，取整数； L ———— 工作面长度，m； E ———— 架中心距； N = 160/1.5 = 107（架）
端头支架：由于巷道宽度为4.5m，而架宽为1.6 m，因此选3架，即，两端共有6架。 11．处理采空区
一般采用全部跨落法处理。
第二节． 工作面合理长度的验证
1、煤层地质条件
该采区内的两层可采煤层的地质条件对于布置高产高效工作面非常有利。煤层厚度适中，倾角不大且顶底板稳定，无明显影响生产的地质构造，瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小，便于布置较长的工作面进行回采。 2、工作面生产能力
工作面的设计生产能力为：A0= L
采
*V0* m*γ* C=157.2万t。
K1煤层的实际生产能力为：A1=L*E*N*r*M=160万t
A1与 A0的差值在允许的范围内，可以达到生产要求，工作面的长度确定的合理。
3、运输设备及管理水平
采区生产选用的设备均为国内先进的的生产设备，能满足工作面的长度、产量和进度的要求，管理较高，有利于生产。
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4、顶板管理及通风能力
该采区的顶板较稳定，工作面可以适当的加长，综放工作面的长度一般在130~190m，所以选择的工作面的长度合适。另外，工作面长度与通风无直接的关系，但对于瓦斯涌处量较低的K1、K2、K3煤层，工作面的风速可以适当的减小，通风能力可以降低一些。 5、巷道布置
由于K1、K2、K3煤层的赋存条件相同但开采技术不同， K1煤层的储量比K2、K3大，K1为主采煤层，K2、K3为辅助煤层 ，两者相互配合达到生产要求，尽量提高煤炭采出率，巷道布置尽量保持一致，可以适当变化。 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
1、劳动组织表
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《采矿学》课程设计说明书 指导老师:刘勇
工作面劳动组织表
2、技术经济指标表
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班序号 工种 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 合计 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 放煤工 推（拉）溜工 超前维护工 电器修理工 运料工 安全质检员 清架工 送饭工 油泵工 检修工 2 1 1 1 1 3 2 3 3 1 1 2 1 1 23 2 1 1 1 1 3 2 3 3 1 1 2 1 1 23 2 1 1 1 1 3 2 3 3 1 5 1 2 1 1 5 33 6 3 3 3 3 9 6 9 9 3 5 3 6 3 3 5 79 数 一 二 三 合计 《采矿学》课程设计说明书 指导老师:刘勇
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 项目 煤层厚度 煤层倾角 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 t 单位 m ° m 台 架 架 部 台 部 部 m 数量 6.9 12 3.0 1 100 6 2 1 1 2 1.26 5518 二班半采半班准备 14 15 16 出勤人数 回采工效 截齿消耗 人 t /工 个/万t 17 18 19
中国矿业大学成教院 第 20页
备注 79 70 20 乳化液消耗 油脂消耗 日循环数 Kg/万t Kg/万t 个 180 70 2.5 《采矿学》课程设计说明书 指导老师:刘勇
小 结 参考文献： 1.徐永圻《煤矿开采学》 徐州：中国矿业大学出版，2003版
2.钱鸣高、石平五《矿山压力及岩层控制》 徐州：中国矿业大学出版，2003版 3、徐永圻、陈炎光《中国采煤方法》 徐州：中国矿业大学出版，1991 4、徐永圻《中国煤矿采煤方法图集》 徐州：中国矿业大学出版社，1990 5、张先尘、钱鸣高《中国采煤学》 北京：煤炭工业出版社，2003 6、陈郑正《采煤专业课程设计指导书》 徐州：中国矿业大学出版社，1998 7、钱鸣高、石平五《矿山压力及岩层控制》 徐州：中国矿业大学出版，2003 8、张荣立、何国纬、李绎《采矿工程设计手册》2003
9、汪理全《采矿学》课程设计大纲 徐州：中国矿业大学采矿工程系，2005。
中国矿业大学成教院 第 21页
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