煤礦開采學課程設計（DOC30頁）

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1、 河南工程學院《煤礦開采學》 課程設計 **礦**采（帶）區(qū)120萬噸/年生產能力設計 學生姓名： 李 想 學 號： 23 學 院： 安全工程學院 專業(yè)班級： 煤礦開采技術1332 專業(yè)課程： 煤礦開采學 指導教師： 趙新濤 2015 年1月11日 27 / 33 《煤礦開采學》課程設計任務書 題

2、目 **礦**采（帶）區(qū)120萬噸/年生產能力設計 專業(yè) 煤礦開采技術 班級 1332 一 設計題目 **礦**采（帶）區(qū)120萬噸/年生產能力設計。 二 設計時間 2014年12月29日——2021年1月11日 三 設計資料 詳見本課程設計大綱。 四 完成的任務 （1）設計內容：采（帶）區(qū)巷道布置、采煤工藝設計、設計圖紙。 （2）提交課程設計報告。 五 成果要求 文字格式要求 主標題：三號字、居中、宋體、加黒，段后為自動。 正文：全文宋體、小四號字、段前段后0

3、、行間距1.5，首行縮進2個字符（包括各級標題）。 編碼：采用中式“一、二、三、…（一）（二）（三）…1．2．3．…（1）（2）（3）…①②③…”編碼形式，不得采用自動生成格式。其中“一、（一）”做為標題，加黒，單獨成行。“1．（1）”可以做標題，也可以不做標題，如果做標題，需單獨成行，做還是不做標題，均不需要加黒。 圖表：圖表文字及說明等均采用五號宋體。表格要有表頭（表頭包括表號、表名），表頭在表的上面并居中加黑。圖要有圖號、圖名，在圖的下面并居中，不需加黒。 公式：采用公式編輯器編寫，要規(guī)范，必要時要編號，編號要寫在公式的尾部。 裝訂：A4紙打印，加封面，左側裝訂。 封面：封面裝

4、訂，也可以粘貼在學生“課程作業(yè)”的檔案袋表面。 圖紙要求（需要制圖的情況） 本設計繪制一張大圖(二號圖紙) ：采（帶）區(qū)巷道布置平面圖和(1：2022)剖面圖（1：2022）。設計圖紙四周各留20mm的邊框線，右下角留出標題欄。凡設計圖中已有內容，說明書中都可以不畫。 指導教師簽名： 2015年 1月 11日 目 錄 前言2 第一章 采區(qū)巷道布置4 第一節(jié) 采區(qū)儲量與服務年限4 第二節(jié)采區(qū)內的再劃分6 第三節(jié) 確定采

5、區(qū)內準備巷道布置及生產系統(tǒng)7 第四節(jié) 采區(qū)煤倉設計10 第二章采煤工藝設計15 第一節(jié) 采煤工藝方式的確定15 第二節(jié) 工作面合理長度的確定20 第三節(jié) 采煤工作面循環(huán)作業(yè)圖表的編制21 小 結24 參考文獻25 前 言 課程設計內容 1、設計題目的一般條件（假象礦井） 某礦第一開采水平上山某采(帶)區(qū)自下而上開采K1、K2和 K3煤層，煤層厚度、層間距及頂底板巖性見綜合柱狀圖。該采(帶)區(qū)走向長度2500米，傾斜長度1000米，采(帶)區(qū)內各煤層埋藏平穩(wěn)，地質構造簡單，無斷層，K1和K2煤層屬簡單結構煤層

6、，硬度系數 f=2，各煤層瓦斯涌出量也較小。設計礦井的地面標高為+30米，煤層露頭為-30米。第一開采水平為該采(帶)區(qū)服務的一條運輸大巷布置在K3煤層底版下方25米處的穩(wěn)定巖層中，為滿足該采(帶)區(qū)生產系統(tǒng)所需的其余開拓巷道可根據采煤方法不同由設計者自行決定。 2、設計題目的煤層傾角條件 煤層傾角條件：煤層平均傾角為25 設計采(帶)區(qū)綜合柱狀圖 柱 狀 厚度(m) 巖 性 描 述 8.60 灰色泥質頁巖，砂頁巖互層 -------------- 8.40 泥質細砂巖，碳

7、質頁巖互層 ---------------- 0.20 碳質頁巖，松軟 6.9 K1煤層，=1.30t/m3 ---------------- 4.20 灰色砂質泥巖，細砂巖互層，堅硬 ------------------------------------------ 7.80 灰色砂質泥巖 3.0 K2煤層 ----------------------------------------- 4.60 薄層泥質細砂巖，穩(wěn)定 3.20 灰色細砂巖，中硬、穩(wěn)定 2.20 K3煤層，煤質中硬，=1.30t/m3 。。。。。。。。。。。。。。

8、。。。。 3.20 灰白色粗砂巖、堅硬、抗壓強度60—80Mps 。。。。。。。。。。。。。。 24.68 灰色中、細砂巖互層 第一章.采區(qū)巷道布置 第一節(jié)．采區(qū)儲量與服務年限 1．因采區(qū)生產能力選定為120萬t/a 2．采區(qū)的工業(yè)儲量、設計可采儲量 (1)采區(qū)的工業(yè)儲量 Zc=HLMγ (公式1-1) 式中： Zc----采區(qū)工業(yè)儲量，萬t； H---- 采區(qū)傾斜長度，1000m； L---- 采區(qū)走向長度，2500m； γ---- 煤的容重 ，1.30t/

9、m3； M---- 煤的厚度 ，K1,K2,K3煤層厚度分別為M1=6.9米,M2=3.0米,M3=2.2米； 則 Zc1=100025006.91.3=2242.5萬t Zc2=100025003.01.3=975萬t Zc3=100025002.21.3=715萬t Zc= Zc1+Zc2+Zc3=3932.5萬t (2)設計可采儲量 Ⅰ計算永久煤柱損失 P=[S2L +B2(H -S2)]Mγ (公式1-2) S----采區(qū)上下邊界煤柱寬度 B----采區(qū)左右邊界煤

10、柱寬度 H----采區(qū)傾斜長度，1000m； L----采區(qū)走向長度，2500m； γ---- 煤的容重，1.30t/m3； M---- 煤的厚度，K1,K2,K3煤層厚度分別為M1=6.9米,M2=3.0米,M3=2.2米； K1,K2,K3煤層永久煤柱損失分別為P1,P2,P3 則 P1=[3022500+202(1000-302)]6.91.3=168.28萬t P2=[3022500+202(1000-302)]3.01.3=73.16萬t P3=[3022500+202(1000

11、-302)]2.21.3=53.65萬t P=P1+P2+P3=295.09萬t Ⅱ設計可采儲量 Z=(Zc-P)C (公式1-3) 式中 Z---- 設計可采儲量, 萬t； Zc---- 工業(yè)儲量，萬t； P---- 永久煤柱損失量，萬t； C---- 采區(qū)采出率，K1為厚煤層可取75%，K2,K3為中厚煤層取80%。 則 Z1=( Zc1-P1)C1 =(2242.5-168.28)0.8=1659.38萬t Z2=( Zc2-P2)C2 =(975-73.16)0.9=811.66萬t Z3=( Zc3-P3)C

12、3 =(715-53.65)0.9=595.22萬t Z=Z1+ Z2+ Z3=3066.26萬t (3)采區(qū)服務年限 T= Z/AK ——(公式1-4) 式中 T---- 采區(qū)服務年限，a; A---- 采區(qū)生產能力，120萬t； Z---- 設計可采儲量，萬t； K----儲量備用系數，取1.4。 T= Z/AK=4080.7 /(1201.4)=24.2a (4)、驗算采區(qū)回采率 C=(Zc-p)/Zc-----(公式1-5) 式中 C-

13、----采區(qū)回采率，% ； Zc ----煤層的工業(yè)儲量，萬t ； P---- 煤層的永久煤柱損失，萬t； C1=(Zc1-P1)/Zc1=(2242.5-168.28)/2242.5 =92.50% > 75%滿足要求. C1=(Zc2-P2)/Zc2=(975-73.16)/ 975 =92.50% > 80%滿足要求 C1=(Zc3-P3)/Zc3=(715-53.65)/ 715=92.50% > 80%滿足要求 第二節(jié) 采區(qū)內的再劃分 1、 確定工作面長度 確定工作面長度主要考慮的因素有地質條件，煤層厚度，設備性能，

14、巷道布置等，該采區(qū)內煤層埋藏平穩(wěn)，地質構造簡單，無斷層，煤層瓦斯涌出量較小，且采煤工藝選取的是較先進的綜采，在煤礦生產實踐中，工作面長度有加長趨勢，考慮到設備選型及技術方面的因素綜采工作面長度為150～240m。 Ⅰ、確定煤柱尺寸 為使巷道保持良好狀態(tài)，防止采空區(qū)矸石冒落及保證生產安全，需在采區(qū)四周留有一定范圍的采區(qū)煤柱，煤柱尺寸大小與煤層上的壓力及煤體本身強度有關，綜合已知條件及所選用的采煤方法，在采區(qū)左右邊界各留20m的邊界煤柱，上部留30m防水煤柱，下部留30m護巷煤柱，采區(qū)內不再留這類煤柱。 Ⅱ, 確定工作面長度 有上可知，煤層傾向共有1100-60=1040m的長度，走向長度

15、3000-40=2960m。地質構造簡單，煤層賦存條件較好，瓦斯涌出量小。巷道寬度為4m～4.5m,本采區(qū)選取4.5m，且采區(qū)生產能力為120萬t/a，選定5個區(qū)段，采用沿空掘巷方式,巷道間留較小煤柱，取5米。 故工作面長度為： L1=(1000-302-54-104.5)/5=175 m 2、確定采區(qū)內工作面數目 回采工作面是沿傾斜方向布置，沿走向推進，采用走向長壁法開采。 工作面數目：N=(L-2S)/(L1+2L2) ------------(公式1-6) 式中 L ----- 煤層傾斜方向長度(m)； S

16、---- 采區(qū)邊界煤柱寬度(m)； L1 ----- 工作面長度(m)； L2 ---- 回采巷道寬度，4.5m。 N=(1000-302)/(175+4.52) =5.11，取5. 3、工作面生產能力 Q = A/（T1.1） -----(公式1-7) 式中 Q ----工作面生產能力，萬t ； A----采區(qū)生產能力，120萬t/a ； T----每年正常工作日，330天。 故 Qr = A/T1.1 =120/（3301.1）=3305.79t 4、確定采區(qū)內同采工作面數及工作面接

17、替順序 生產能力為120萬t/a,且工作面生產能力為3305.79t。目前開采準備系統(tǒng)的發(fā)展方向是高產高效生產集中化，采用提高工作面單產，以一個工作面產量保證采區(qū)產量，所以定為采區(qū)5個區(qū)段工作面接替順序，采用下行開采順序 工作面接替順序圖 區(qū)段1 ↓ 區(qū)段2 ↓ 區(qū)段3 ↓ 區(qū)段4 ↓ 區(qū)段5 ┛ 圖.1-1 布置一個綜放工作面便可以滿足生產設計的要求。 煤層：區(qū)段1→區(qū)段2→區(qū)段3→區(qū)段4→區(qū)段5 (說明：以上箭頭表示方向為工作面推進順序) 第三節(jié) 確定采區(qū)內準備巷道布置及生產系統(tǒng) 1．完善開拓巷道 據已知條件，在第一開采水平

18、為該采區(qū)服務的運輸大巷布置在K3煤層底板下方25m的穩(wěn)定巖層中。為了便于掘進及通風，減少煤柱損失提高經濟效益，根據所給地質條件及系統(tǒng)所需，回風大巷亦布置在K3煤層底板下方25m的穩(wěn)定巖層中，與運輸大巷大水平間距相距1100cos25=996.9米。 采區(qū)內有三層煤，采用聯合布置，每一層都布置5個工作面，根據相關情況初步制定以下方案進行比較(由于三煤層在設計中相同，所以僅以K3煤層為例說明) 2．確定巷道布置系統(tǒng)及采區(qū)布置方案分析比較 采區(qū)巷道布置系統(tǒng)根據所學習知識，可采用兩條巖石上山，兩條煤層上山或一煤一巖上山等布置形式，這里只對兩條巖石上山和一煤一巖上山兩種方案進行比較： 方

19、案一：兩條巖石上山 在距煤層底板15m處巖石中布置兩條巖石上山，一條為運輸上山，另一條為軌道上山，兩上山層間距30米，在層為上保持相應高差，使其分別聯結兩翼的區(qū)段;平巷不交叉。通風路線：新風從階段運輸大巷→采區(qū)主石門→采區(qū)下部車場→軌道上山→中部甩車場→區(qū)段軌道集中平巷→區(qū)段聯絡巷道→區(qū)段運輸平巷→工作面→區(qū)段回風平巷→回風石門→階段回風大巷。該方案的特點是：巖石工程量大，掘進費用高，聯絡石門長，工期長，但巖石巷道穩(wěn)定，受干擾小，服務期限長，維護費用低，有利于通風，運輸能力大。 圖1-2 方案一示意圖 方案二：一煤一巖上山 在距煤層底板15m處巖石中布置一條巖石運輸上山，在

20、煤層中布置另一條軌道上山。通風路線：新風從階段運輸大巷→采區(qū)主石門→采區(qū)下部車場→軌道上山→中部甩車場→區(qū)段軌道集中平巷→區(qū)段聯絡巷道→區(qū)段運輸平巷→工作面→區(qū)段回風平巷→回風石門→階段回風大巷。該方案的特點是：節(jié)省了一條巖石上山，相對減少了巖石工程量，節(jié)約了成本，但軌道上山不易維護，維護費用高，服務期限短，需要保護煤柱。 圖1-3 方案二示意圖 經濟技術比較: 巷道硐室掘進費用 表1-1 方案 方案一 方案二 工程名稱 單價 (元) 工程量 費用 (萬元) 單價 (元) 工程量 費用 (萬元) 上山

21、(m) 1578 21000 315.6 1284 1578 1000 1000 128.40 157.80 合計 315.6 286.2 巷道及硐室維護費 表1-2 方案 方案一 方案二 工程名稱 單價 (元) 工程量 費用 (萬元) 單價 (元) 工程量 費用 (萬元) 上山(m) 40 1000202 160 90 40 100020 100020 180 80 合計 160 260 費用匯總表 表1-4

22、 方案 總費用 方案一 方案二 掘進(萬元) 315.6 286.2 維護(萬元) 160 260 合計(萬元) 475.6 546.2 兩方案綜合比較 方案一 方案二 優(yōu) 點 兩條上山均布置在演示中，巖石巷道穩(wěn)定，受干擾小，服務期限長，維護費用低，有利于通風，運輸能力大 節(jié)省了一條巖石上山，相對減少了巖石工程量，節(jié)約成本 缺 點 巖石工程量大，掘進費用高，聯絡石門長，工期長 軌道上山不易維護，維護費用高，服務期限短，需要保護煤柱 費用(

23、萬元) 475.6 546.2 有上表可知，選擇雙巖巷上山采區(qū)聯合布置方式比較合理，巷道布置情況見采區(qū)巷道平面圖、剖面圖。 3． 確定工作面回采巷道布置方式 分析：回采巷道的布置可采用單巷布置或雙巷布置兩種方法，有已知條件可知，該煤層地質構造簡單，煤層賦存條件好，涌水量較小，瓦斯涌出量較小，直接頂較厚且易跨落，因此有利于綜合機械化作業(yè)，可以充分發(fā)揮綜采高產高效的優(yōu)勢。若采用單行布置，則巷道斷面將達12平米以上，對巷道的維護和掘進比較困當，故選用雙巷布置的形式，減小巷道斷面面積，上一區(qū)段的運輸巷道還可以作為下區(qū)段回風巷道使用。 4.采區(qū)上下區(qū)段交替生產通風系統(tǒng)示意圖 采區(qū)內上、

24、下區(qū)段相鄰工作面交替期間同時生產時的通風系統(tǒng)，通風路線：新風從階段運輸大巷→采區(qū)主石門→采區(qū)下部車場→軌道上山→中部甩車場→區(qū)段軌道集中平巷→區(qū)段聯絡巷道→區(qū)段運輸平巷→工作面→區(qū)段回風平巷→回風石門→階段回風大巷。 5．采區(qū)上下部車場 參考《采礦設計手冊》及課本，采區(qū)上部車場采用順向單側平車場，采區(qū)下部車場采用大巷裝車通過式。 第四節(jié) 采煤中部甩車場路線設計 參考網上資料，作如圖設計 1、斜面線路聯接系統(tǒng)參數計算 該采區(qū)開采近距離煤層群，傾角為12。鋪設600mm軌距的線路，軌形為15kg/m，采用1t礦車單鉤提升，每鉤提升3個礦車，甩車場存車線設雙軌道。斜

25、面線路布置采用二次回轉方式。 (1) 道岔選擇及角度換算 由于是輔助提升故道岔均選擇DK615-4-12(左)道岔。道岔參數為α1=1415′，a1= a2=3340, b1= b2=3500。 斜面線路一次回轉角α1=1415′ 斜面線路二次回轉角δ=α1+α2=1415′+1415′=2830′ 一次回轉角的水平投影角α1′=arctan(tanα1/cosβ)=1447′58″(β為軌道上山傾角16) 二次回轉角的水平投影角δ′=arctan(tanδ/cosβ)=2917′34″(β為軌道上山傾角16)

26、 一次偽傾斜角β′=arcsin(sinβcosα1)=arcsin(sin16cos1415′)=1529′42″ 二次偽傾斜角β″=arcsin(sinβcosδ)=arcsin(sin16cos2830′)=1541′6″ （2)斜面平行線路聯接點參數確定如圖1-5： 圖1-5 斜面平行線路聯接 本設計采用中間人行道，線路中心距S=1900mm，為簡化計算，斜面聯接點距中心距與線路中心距相同，曲線半徑取R′=9000mm，則各參數計算如下： B=Scotα=1900cot1415′=7481mm m=S/sinα=1900/sin1415

27、′=7719mm T=Rtan(α/2)=9000tan(1415′/2)=1125mm n=m-T=7719-1125==6594mm c=n-b=6594-3500=3094mm L=a+B+T=3340+7481+1125=11946mm (3)豎曲線相對位置 豎曲線相對參數： 高道平均坡度：ia=11‰,rg=arctania=37′49″ 低道平均坡度：id=9‰,rd=arctanid=30′56″ 低道豎曲線半徑：Rd=9000mm 取高道豎曲線半徑

28、：Rg=20220mm 高道豎曲線參數： βg=β′- rg=1529′42″-37′49″=1451′53″ hg= Rg(cosrg-cosβ′)=20220(cos37′49″-cos1529′42″)=725.71mm Lg= Rg(sinβ′-sinrg)=20220(sin1529′42″-sin37′49″)=5123.08mm Tg= Rgtan(βg/2)=20220tan(1451′53″/2)=2609.03mm Kg=Rgβ

29、g/57.3=5188.38mm 低道豎曲線參數： βd=β′＋ rd=1529′42″-30′56″=1638″ hd= Rd(cosrd-cosβ′)=9000(cos30′56″-cos1529′42″)=326.75mm Ld= Rd(sinβ′-sinrd)=9000(sin1529′42″＋sin30′56″)=2485.37mm Td= Rdtan(βd/2)=9000tan(1638″/2)=1265.71mm Kd=Rdβd/57

30、.3=2514.75mm 最大高低差H： 由于是輔助提升，儲車線長度按三鉤計算，每鉤提1t礦車3輛，故高低道儲車線長度不小于332=18m，起坡點間距設為零，則有： H=1800011‰+180009‰=360mm 豎曲線的相對位置： L1=[(T-L)sinβ+msinβ″+hg-hd+H]=2358.83mm 兩豎曲線下端點(起坡點)的水平距離為L2，則有 L2= L1cosβ′+ Ld- Lg=2358.83cos1529′42″+2485.37-5123.08=-364.61m

31、m 負值表示低道起坡點超前與高道起坡點，其間距滿足要求，說明S選取2022mm合適。 (4)高低道存車線參數確定 閉合點O的位置計算如圖1-6： 圖1-6 閉合點聯接 設高差為X，則： tan rd=(X-△X)/Lhg=0.009 tan rg=(H-X)/Lhg=0.011 △X= L2id=364.610.009=3.281mm 將△X帶入則可得X=163.80mm，Lhg=17835.93mm (5)平曲線參數確定 取曲線外半徑R1=9000mm 取曲線

32、內半徑R2=9000-1900=7100mm 曲線轉角α=1447′58″ K1= R1α/57.3=90001447′58″/57.3=2324.52mm K2= R2α/57.3=71001447′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)存車線長度 高道存車線長度為Lhg=17835.93mm； 低道存車線長度Lhd

33、=Lhg- L2=17835.93+364.61=18200.54mm； 存車線處于曲線段處，高道存車線處于外曲線，外曲線和內曲線得弧長之差為 △K= K1 -K2=2324.52-1833.79=490.73mm 則有低道存車線得總長度為 L=Lhg＋△K=17835.93+490.73=18326.66mm 具有自動下滑得長度為17835.93mm，平破長度為490.73mm，應在閉合點之前。 存車線直線段長度d: d=Lhd-C1-K2=18200.54-2022-1833.79=14366.75mm 在平曲

34、線終止后接14366.75mm得直線段，然后接存車線第三道岔得平行線路聯接點。 存車線單開道岔平行線路連接點長度Lk： 存車線單開道岔DK615-4-12，。則Lk=a+B+T=3340+7481+1125=11946mm (7)甩車場線路總平面輪廓尺寸及坡度： M2 =acosβ+(b+L+a+L1+Td)cosβ′cosα+( Td+C1+ T1)cosα+ T1+d+Lk =3340cos16+(3500+8606+3340+2358.83+1265.71)cos1529′42″ cos1447′58″+(1265.71+

35、2022+922.09)cos1447′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)cos1529′42″sin1447′58″+ (1265.71+2022+922.09)sin1447′58″+1900 =7663.97mm (8)線路各點標高 設低道起坡點標高△1=0； 提車線△2=△1+hd=326.75mm

36、 △5=△2+(L+L1)sinβ′=326.75+(8606+2358.83)sin1529′42″ =3256.05mm 車線 △3=△1+H=0+360=360mm △4=△3+hg=360+725.71=1085.71mm △5=△4+msinβ″+T1sinβ′=1085.71+7719sin141′6″+ 11251529′42″=3256.05mm 由計算結果可以看出提車線得5標高點與甩車線得5標高點相同，故標高閉合，滿足設計要求。 軌起

37、點△6=△5+(b+a)sinβ′=3256.05+(3500+3340)sin1529′42″=5110.1mm 第二章 采煤工藝設計 第一節(jié) 采煤工藝方式的確定 1、 設置采煤工藝。 選取K1煤層進行采煤工藝設計（K2,K3屬中厚煤層，可選用綜采一次采全厚方法進行開采，采煤工藝與K1層煤開采有相似之處，這里不再進行分析）。 由于K1煤層厚度為6.9m，屬于厚煤層，硬度系數f=2，結構簡單，無斷層，煤層平均傾角為25.故可采用技術條件先進的綜合機械化采煤工藝，進行綜采放頂煤開采。綜采放頂煤工作面“三八”制作業(yè)形式，即兩班采煤，一班準備。 工作面回采工藝流程為：采煤機向上割

38、煤、移架→采煤機向下裝煤→推移刮板輸送機→斜切進刀→推移刮板輸送機。 2、綜采工作面的設備選用國產設備。 根據煤層的實際情況，經查《采礦設計手冊》，并對多種型號采煤機進行比較，選用采煤機。 MG2160/710-AWD型電牽引采煤機(西安煤礦機械有限公司) 產品用途及適用條件 MG2160/710-AWD型電牽引采煤機，是一種多電機驅動，電機橫向布置，全機載交流變頻調速無鏈雙驅動電牽引采煤機。機面高度853mm，適用于采高1100～2600mm，煤層傾角≤40的煤層，綜采或高檔普采工作面。最大裝機功率730kW，更換不同功率電機可派生出裝機功率為710kW的采煤機。

39、 主要技術特征 項目 數據 單位 1.最大計算生產能力 800 t/h 2.采高 1.1～2.6 m 3.裝機功率 22160+230+7.5≈710 kW 4.供電電壓 1140 v 5.滾筒直徑 φ1100,φ1250,φ1400 mm 6.截深 600 mm 7.牽引力 400～240 kN 8.牽引速度 0～10～16.8, 0～7.6～12.6 m/min 9.滅塵方式 內外噴霧 10.拖電纜方式 自動拖纜 11.主機外形尺寸 116921985853 mm 1

40、2.主機重量 29 t 13.最大不可拆卸尺寸 2800950520 mm 14.最大不可拆卸重量 ≤4.5 t 15.配套運輸機槽寬 630,730,764 mm 3、采煤與裝煤 （1）落煤方式及截深 工作面每天推進度 V=Q/LMγC。; (公式1-8) Q----采區(qū)生產能力，3305.79t； L ----- 工作面長度(m)； γ---- 煤的容重 ，1.30t/m3； M---- 煤的厚度 C-----采區(qū)回采率，% ； V=3305.79/（1956.91.30.93）=2.1m 采用綜合機械

41、化采煤，雙滾筒采煤機直接落煤和裝煤。選擇采煤機的滾筒截深600mm，每天正規(guī)循環(huán)推進四刀，每個循環(huán)0.6m，可滿足每天至少推進2.1米的要求。 （2）進刀方式 為提高煤炭采出率，選取端部斜切進刀不留三角煤的進刀方式。 （3）采放比 采煤機割煤高度為2.6m放煤高度平均為4.3m，采放比為1：1.65。 （4）放頂步距 割兩刀放一次頂煤，放頂步距0.62=1.2m。 （5）放煤方式 單輪、間隔、多口放煤。這種方式丟煤少，混矸少，易于實現高產高效，是一種較好的放煤方式。 4、運煤 工作面采用可彎曲刮板輸送機運煤，運輸平巷采用轉載機和膠帶運輸機運煤。 (1) 刮板機型號

42、 SGZ764刮板輸送機技術參數（鄭州煤礦機械設備有限公司） 設計長度(m) 150～200 裝機功率(kW) 2200～315 輸送量(t/h) 800～1200 中部槽 中部槽尺寸(長內寬高) 1500722275 中板厚度(mm) 30～40 底板厚度(mm) 20～30 刮板鏈 刮板鏈形式 中雙鏈 圓環(huán)鏈規(guī)格 2692-C 或30108-C 鏈距 120 鏈速(m/s) 1.0～1.2 聯軸節(jié)形式 限矩摩擦離合器或聯軸器 緊鏈方式 閘盤緊鏈或液壓馬達緊鏈 卸載方式 端卸 采煤機牽引方式 牽引輪與強力齒軌嚙合 齒軌節(jié)距

43、 126 適用范圍 該系列輸送機適用于緩傾斜、長度一般不大于<200米>的工作面。 2 轉載機型號 SZZ764系列轉載機 （鄭州煤礦機械集團有限公司） 型 號 項 目 SZZ764 設計長度(m) 50～60 裝機功率(kW) 132～200 輸送量(t/h) 1000～1200

44、 爬坡角度() 10 懸空段中部槽規(guī)格（mm） 1500722609 落地段中部槽規(guī)格（mm） 1750722870 刮板鏈 刮板鏈形式 中雙鏈 圓環(huán)鏈規(guī)格 2286-C、2692-C 鏈速(m/s) 1.4～1.5 聯軸節(jié)形式 限矩摩擦離合器、彈性聯軸器 緊鏈方式 閘盤緊鏈 (2)工作面采用自移式液壓支架支護 自移式液壓支架ZFS3200 /16/28（鄭州煤礦機械集團有限公司） 支撐高度 1.6～2.8 m 工作阻力 3126 KN 初撐力 2488 KN 支架中心距 1500 mm 支護強度 0.55 M

45、pa 移架步距 700 mm 支架重量 13.9噸 (3)支護方式 由于煤層f = 2，頂煤厚度較小，選用及時支護。 (4)移架方式 由于采用及時支護方式，而且工作面每天推進四刀，所以選擇順序移架方式。順序式移架速度快，能滿足采煤機快速牽引的需要，適用于頂板比較穩(wěn)定的高產工作面。 (5)工作面的支架需求量: 由 N = L / E ; (公式1-9) 式中 N——工作面支架數目，取整數； L ——

46、工作面長度，m； E —— 架中心距； n = 195/1.5=130(架) (6)端頭支架 由于巷道寬度為4.5m，而架寬為1.43～1.59 m，因此選2架，上下兩端共需4架。 (7)超前支護方式和距離 由于采用綜采開采，支撐壓力分布范圍為20～30米，峰值點距煤壁前方 5-15m,所以超前支護的距離為20米。選用單體支柱和金屬鉸接頂梁支護。鉸接頂梁的長度為1000mm。 (8)校核支架的高度 經查《采礦設計手冊》得到： 在實際使用中，通常所選用的支架的最大結構高度比最大采高大200mm

47、左右。 即 Hmax = Mmax+0.2m。 最小結構高度應比最小的采高小250—350mm。 即 Hmin= Mmin-(0.2 5～0.35)m 已知選用的 ZFS3200 /16/28 支撐掩護式支架的最大結構高度為 2.8m≥(2.6+0.2)，滿足要求。 支架的最小結構高度為 1.6m≤1.9-0.25，滿足要求。 強度校核： 強度校核公式如下： Q=KH1ρ (公式1-10) 式中

48、 K----頂板高度系數，取k=5； H1---工作面采高，m； ρ---巖石密度, kg/； 將各參數值代入則有： Q=52.62.5 =0.33 MPa 由于0.33 MPa＜0.55 Mpa (支護強度)，因此支架選型滿足工作要求。 5、處理采空區(qū) 采用全部跨落法處理采空區(qū)。 第2節(jié) 工作面合理長度的驗證 1．從煤層地質條件考慮 該采區(qū)內的可采煤層的地質條件較好，無斷層，煤層傾角為25，煤層厚度適中，頂底板較穩(wěn)定，瓦斯涌出量較低，自然發(fā)火傾向較

49、弱，涌水量也較小，所以布置195米的工作面比較合適。 2．從工作面生產能力考慮 工作面的設計生產能力為120萬噸/年。正規(guī)循環(huán)每天進四刀，采煤機滾筒截深為600mm，所以煤層的工作面實際年生產能力為： 3300.646.91951.30.93=128.73 (萬噸) 一個工作面生產就能夠滿足設計生產能力的要求，在完成規(guī)定的生產任務后，產量還略有富余，這樣可保證生產工作的有序進行。 3．從運輸設備及管理水平角度考慮 工作面選用的200米刮板輸送機能及時完成采煤后的運輸工作，轉載機及液壓支架都是配套選取，能夠保證生產的順利進行。 4．從頂板管理及通風能力考慮 該采

50、區(qū)的頂板較穩(wěn)定，工作面可以適當的加長，綜采工作面的長度一般在150~240m，所以選擇的工作面的長度為195米較合適。另外，工作面的瓦斯涌出量較低，通風系統(tǒng)雖然不在設計任務之內，但對正常的采取設計來講，通風問題都能夠解決。 5. 經濟合理的工作面 煤礦生產必然追求經濟目的，在保證安全生產的前提下，以現有的技術條件，往往要求有經可能長的工作面，該地區(qū)地質構造簡單，無斷層，選取195m工作面長度也是較為合理的選擇。 第三節(jié) 采煤工作面循環(huán)作業(yè)圖表的編制 1、工作面布置圖(見圖紙) 循環(huán)作業(yè)圖 圖2-1

51、 工作面勞動組織表 序號 工種 早班 中班 夜班 合計 1 班長 1 1 1 3 2 采煤機司機 3 3 3 9 3 輸送機司機 3 3 3 9 4 轉載機司機 1 1 3 5 5 膠帶輸送機司機 1 1 1 3 6 放煤工 2 2 2 6 7 端頭維護工 2 2 2 6 8 跟班電工 3 3 2 8 9 運料工 4 4 101 泵站工 2 2 2 6 11 跟班機修工 2 2

52、 4 8 12 技術員 1 1 1 3 13 送飯工 1 1 1 3 合計 22 22 31 72 工作面主要技術經濟指標 序號 項目 單位 數量 1 煤層厚度 m 6.9 2 煤層傾角 25 3 采放比 1：1.65 4 日產量 t 3305.79 5 循環(huán)進尺 m 0.7 6 平均日推進度 m 2.1 7 回采率 0.93 8 采煤機 臺 1 9 液壓支架 架 130 10 端頭支架 架 4 11 刮

53、板輸送機 部 2 12 破碎機 臺 1 13 轉載機 部 1 14 膠帶輸送機 部 2 15 日循環(huán)數 個 4 16 生產方式 兩采一準 17 出勤人數 人 72 18 回采工效 t/工 57.54 19 截齒消耗 個/萬t 20 20 乳化液消耗 Kg/萬t 180 21 油脂消耗 Kg/萬t 70 3、設計圖紙的內容(附圖) 圖紙一為采煤工作面層面圖，圖紙二為采區(qū)巷道布置平面圖。 小 結 學習了一個學期的《煤礦開采學》，只有通過課程設計才發(fā)

54、現，原來自己所學的知識還有很多欠缺，不僅沒有實踐經驗，理論知識還有很多漏洞，采取儲量和服務年限的計算還能勉強應付，但到了做準備巷道布置設計時，已經很吃力了。只靠課本是完全不能完成的，對后面幾節(jié)的設計，不僅翻遍了手邊的每份資料，還要上網搜尋更詳細，更新的知識，即便如此，對于沒有系統(tǒng)化，整體化知識結構的學生來說，多如亂麻的資料只會讓設計更無頭緒，還好在整個設計過程中，有老師的指導和同學間的交流，才勉強完成。 通過這次課程設計，讓我對所學的知識有了綜合性的認識，也對煤礦生產系統(tǒng)有了更直觀的了解。盡管所完成的設計是以假想礦井為條件，設計內容并不用于實際生產，但面對自己漏洞百出的設計，心情難平，何況其

55、中很多東西，都是借鑒他人，于人不公，于己有愧，念此，更不敢對設計有絲毫懈怠，唯有倍加努力，當以自勉。 參考文獻 1、徐永圻.《采礦學》 徐州：中國礦業(yè)大學出版社，1999 ，188-272頁 2、謝錫純.《礦山機械與設備》 北京：煤炭工業(yè)出版社，2021，67-84 頁，113-339頁 3、陳鄭正.《采礦專業(yè)畢業(yè)設計指導書》，徐州：中國礦業(yè)大學出版社，1998，329-330頁 4、張榮立.何國偉.李鐸《采礦工程設計手冊》.北京：煤炭工業(yè)出版社，2022 ，210-218頁 5、徐永圻.《煤礦開采學》 徐州：中國礦業(yè)大學出版社，2021，34-35頁 6、劉吉昌.《煤礦開采設計》 太原：山西人民出版社，2000，53-62頁，77-80頁，121-170頁 7、淮南礦業(yè)學院.《井巷設計》 北京：煤炭工業(yè)出版社，2007，35-54頁，76-91頁 8、煤炭工業(yè)部.《煤礦安全規(guī)程》 北京：煤炭工業(yè)出版社，2007，55-76頁，128-133頁 9、美.A.C.CERMINSON.《采礦工程師手冊》 北京：煤炭工業(yè)出版社，2009，47-85頁 10、英.J.KELARKER.《厚煤層開采技術》 徐州：中國礦業(yè)大學出版社，2021，59-66頁