采矿学课程设计说明书

《采矿学》课程设计 说明书 (准备方式：采区布置 煤层倾角：16°生产能力：150万t /a) 班级：采矿班 姓名：
学号：
班级序号：
指导老师：  完成时间：2010年X月X日 目 录 序 论········································2 第一章．采区巷道布置·······························4 第一节． 采区储量与服务年限···························4 第二节．采区内的再划分·····························5 第三节．确定采区内准备巷道布置及生产系统····················7 第四节．采区中部甩车场线路设计·························11 第二章．采煤工艺设计·······························18 第一节． 采煤工艺方式的确定···························18 第二节．工作面合理长度的确定··························22 第三节．采煤工作面循环作业图表的编制······················23 小 结········································25 参考文献········································26 序 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煤层底板下方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；

3、采煤工艺设计及编制循环图表 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 3.50 K1煤层，γ=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 0.2-0.5 K2煤层 4.60 薄层泥质细砂岩，稳定 ·················· 3.20 灰色细砂岩，中硬、稳定 2.50 K3煤层，煤质中硬，γ=1.30t/m3 。。。。。。。。。。。。。。。。。。

3.50 灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度60～80Mpa 。。。。。。。。。。。。。。。。。。

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。

本课程设计要对设计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、采区生产能力选定 采区生产能力选定为150万t/a 2、采区的工业储量、设计可采储量 (1)采区的工业储量 Zg=H×L×(m1+m3)× γ (公式1-1) 式中：
Zg---- 采区工业储量，万t；

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3.50米；

m3---- K3煤层煤的厚度，为2.50米；

Zg1=1100×3600×3.50×1.30=1801.8万t Zg2=1100×3600×0.35×1.30=180.18万t Zg3=1100×3600×2.50×1.30=1287万t Zg= Zg1+ Zg2+ Zg3=3268.98万t/a (2)采区设计可采储量 Zk=(Zg-P)×C (公式1-2) 式中：
Zk---- 采区设计可采储量, 万t；

Zg---- 采区工业储量， 万t；

P---- 采区煤柱损失量，万t；

C---- 采区采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85% （说明：采区煤柱包括区段煤柱、采区上下边界煤柱、采区两侧边界煤柱及维护上山煤柱。由于K1、K3煤层都为中厚煤层，因此C值取0.8, K2 煤层是薄煤层，C值取0.85）
Pk1=3490×5×1.3×3.5×4＋2×30×3600×1.3×3.5＋1040×15×1.3×3.5×2＋80×1040×1.3×3.5= 182.0910万t Pk2=3490×5×1.3×0.35×4＋2×30×3600×1.3×0.35＋1040×15×1.3×0.35×2＋80×1040×1.3×0.35= 18.2091万t Pk3=3490×5×1.3×2.5×4＋2×30×3600×1.3×2.5＋1040×15×1.3×2.5×2＋80×1040×1.3×2.5=130.0650 万 Zk1=( Zg1-P1)×C1=(1801.8-182.0910) ×0.8=1295.7672万t Zk2=( Zg2-P2)×C2=(180.18-18.2091) ×0.85=137.6753万t Zk3=( Zg3-P3)×C3=(1287-130.0650) ×0.8= 925.5480万t Zk = Zk1+Zk2+Zk3 = 2358.9905万t (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，万t；

ZK---- 设计可采储量，万t；

K----储量备用系数，取1.3。

T1= Zk1/(A×K)= 1295.7672/(150×1.3)=6.64a T2= Zk2/(A×K)= 137.6753/(150×1.3)=0.71a T3= Zk3/(A×K)= 925.5480/(150×1.3)=4.75a T = T1+T2+T3=12.1a ,取13a (4)验算采区采出率 采区采出率 C=(Zg-P)/Zg (公式1-4) 式中：
C-----采区采出率，% Zg ---- 采区的工业储量，万t P ---- 采区的煤柱损失量，万t K1煤层：C1=（Zg1－P1）／Zg1=(1801.8-182.0910)／1801.8=89.89% > 80% K2煤层：C2=（Zg2－P2）／Zg2=(180.18-18.2091)／180.18=89.89% > 85% K3煤层：C3=（Zg3－P3）／Zg3=(1287-130.0650)／1287=89.89% > 80% (符合国家对采区采出率的要求。) 第二节 采区内的再划分 1、确定工作面长度 由已知条件知：该采区边界各有15m的边界煤柱，上部防水煤柱为30m，下部留30m护巷煤柱，故剩余倾斜长度为：1100－60=1040m。采区划分为5个区段，采煤工艺选取较先进的综合机械化采煤。一般而言，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，采区生产能力为150万t/a，一个中厚煤层的一个工作面便可以满足生产要求，故工作面长度为：
L=（1100－60-4×5－4.5×10）／5=195m 2、确定采区内区段数目 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-S0)/(l+l0) (公式1-5) 式中：
L ----- 煤层倾斜方向长度(m)；

S0 ---- 采区边界煤柱宽度(m)；

l ----- 工作面长度(m)；

l0 ---- 回采巷道宽度，因采用综采，故 l0取4.5(m)。

N=(1100-30×2)/(195+2×4.5) =5.10 ，取 5 3、工作面生产能力 工作面日生产能力：
Qr = A／(T×1.1) （公式1—6）
式中：
Qr ——工作面生产能力，t／d A——采区生产能力，t／a T——每年正常工作日，330d Qr = A／(T×1.1)=1500000／(330×1.1) =4132.23 t／d 4、确定采区内同采工作面数及工作面接替顺序 生产能力为150万t/a,且工作面生产能力为4132.23t／d。目前开采准备系统的发展方向是高产高效生产集中化，采用提高工作面单产，以一个工作面产量保证采区产量，所以定为采区内一个工作面生产。

工作面布置（双翼布置）图如下图所示：
K1煤层 K3煤层 1101 1102 3301 3302 1103 1104 3303 3304 1105 1106 3305 3306 1107 1108 3307 3308 1109 1110 3309 3310 工作面接替顺序：左右交替，左边开采，右边准备；
采区内自上而下开采，先采完上区段，后开采下区段；
煤层间自上而下开采，先采K1煤层后采K3煤层最终达到高产高效。工作面接替顺序如下表所示：
1101→1102→1103→1104→1105→1106→1107→1108→1109→1110→3301→3302→3303→3304→3305→3306→3307→3308→3309→3310 （说明：以上箭头指向表示工作面接替顺序。）
第三节 确定采区内准备巷道布置及生产系统 1、根据所选题目条件，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K3煤层中上部边界开掘一条阶段回风大巷。第一开采水平为该采区服务的一条运输大巷，布置在K3煤层底板下方25m处的稳定岩层中。

2、确定巷道布置系统及采区布置方案分析比较 按采区上山数目、位置的不同提出两个方案：
方案一：在K3煤层中开掘一条轨道上山，在距K3煤层10m处的底板岩层中开掘一条运输上山，即一煤一岩上山，如下图所示 方案二：在K3煤层中开掘两条上山（轨道上山与运输上山），即双煤上山，如下图所示 (1)两种方案在经济上比较 掘进费用表：
方案＼ 工程方案 　 方案一 方案二 　 单价 工程量 费用（万元）
工程量 费用（万元）
岩石上山（m）
1578 1040×1.2=1248 196.9344 0 0 煤层上山（m）
1284 1040×1.2=1248 160.2432 1040×1.2×2=2496 320.4864 煤仓(元/m3) 144 1.2×3.14×42×5/0.924×5=1631.169 23.5 0 0 甩入石门(元/m) 1152 0 0 0 0 合计 　 380.6776 320.4864 维护费用表：
方案工程名称 　 方案一 方案二 单价 工程量 费用（万元）
工程量 费用（万元）
岩石上山（m）
40.0000 1248×16=19968 79.8720 0.0000 0.0000 煤层上山（m）
90.0000 1248×16=19968 179.7120 2496×16 =39936 359.4240 煤仓(元/m3) 80.0000 156×16=2496 19.9680 0.0000 0.0000 甩入石门(元/m) 80.0000 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000 合计 　 279.5520 359.4240 辅助费用表：
方案工程名称 　 方案一 方案二 单价 工程量 费用（万元）
工程量 费用（万元）
煤仓(元/m3) 951.00 31.20 2.97 0.00 0.00 甩入石门(元/m) 951.00 0.00 0.00 0.00 0.00 合计 　 2.97 0.00 费用总汇表：
方案＼费用项目 方案一 方案二 掘进费用 380.6776 320.4864 维护费用 279.552 359.424 辅助费用 2.97 0 费用总计 663.1996 679.9104 百分率 　100% 　103% （说明：由于其它各项费用基本相同，所以不进行比较。）
可得出双煤上山的费用是一煤一岩上山的1.03倍，在费用上多出3%，即一煤一岩上山在经济上比较占优势。

（2）
两种方案在技术上比较 采区方案技术比较表 方案＼项目 第一方案 一煤一岩上山方案 第二方案 双煤上山方案 1、掘进工程量 工程量大比第二方案多掘石门 工程量小 2、工程难度 困难 较容易 3、通风距离 较长 每区段增加了通风距离 短 4、管理环节 多 少 5、巷道维护 一条煤层上山，维护工程量较大，费用较高 维护工程量大，维护费用高 6、支架回收 煤层上山可以回收复用 可以回收，可以复用 7、工程期 岩石上山掘进速度慢，工程期较长 双煤上山掘进快，投产快 当采用双煤上山布置时，由于最下部的K3煤层为维护条件较好的中厚煤层，煤质中硬，且顶部为稳定的灰色细砂岩，所以上山布置在K3煤层中，维护相对容易，且上山掘进速度快，可实现早投产。

如果采用一煤一岩上山布置，虽运输上山为岩巷，较容易维护，但其掘进速度慢，不利于早投产，且工作量大。

而且两个方案的总费用基本相同。

综合经济和技术比较，最终决定将采区上山布置在K3煤层中，即采用双煤上山，两条上山间距为20m，上山两侧各留30m的保护煤柱。

3、确定工作面回采巷道布置方式及工作面推进终点位置 根据煤层储存条件可知，K1煤层厚3.5m，K3煤层厚2.5m，都为中厚煤层，瓦斯含量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小，易于维护。工作面走向推进长度为1745m左右，采用单巷布置，且一个工作面就可以达到设计生产能力的要求。综合考虑，回采巷道布置方式采用单巷沿空掘巷。

4、在采区巷道布置平面内，工作面布置及推进到的位置应以达到采区设计产量为准 该采区采用双翼开采，在采区两侧各留15m煤柱，开始布置工作面，进行推进。由于采区上山布置在K3煤层中，在离上山30m处停采，留30m煤柱保护采区上山，两条上山中间留20m的保护煤柱。K1、K3煤层相距20m左右，由于相距较近，因此两层煤所留煤柱相同，工作面布置及推进到的位置也一样。

5、采区内上、下区段工作面交替期间同时生产时的通风系统图 采区内上下区段工作面交替期间同时生产时的通风系统图如下图所示 6、采区上、下部车场选型 采区上部车场选用单向甩车场；
采区下部车场选用大巷装车顶板绕道式下部车场。

第四节 采区中部甩车场线路设计 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°) 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′=9000mm，则各参数计算如下：
B=Scotα=1900×cot14°15′=7481mm m=S/sinα=1900/sin14°15′=7719mm T=Rtan(α/2)=9000×tan(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= Rg×tan(βg/2)=20000×tan(14°51′53″/2)=2609.03mm Kg=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″)=326.75mm Ld= Rd(sinβ′-sinrd)=9000(sin15°29′42″＋sin30′56″)=2485.37mm Td= Rd×tan(βd/2)=9000×tan(16°38″/2)=1265.71mm Kd=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。

(4)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：
tan rd=(X-△X)/Lhg=0.009 tan rg=(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=17835.93mm (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°=9000×14°47′58″/57.3°=2324.52mm K2= R2α/57.3°=7100×14°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 =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=52262.07mm H2 =(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 (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)×sin15°29′42″=3256.05mm 车线 △3=△1+H=0+360=360mm △4=△3+hg=360+725.71=1085.71mm △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=163.80mm (9)根据结果，绘制甩车场平面图如图1-11，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 1、选第三个煤层，即K3煤层,进行采煤工艺设计，布置采煤工作面 由于K3煤层厚2.5m，煤质中硬，因此采用综合机械化采煤，一次采全高。

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。

由于设备资料来源的原因，选用国产综采设备。

各设备技术参数 (1)采煤机MG500/1330-WD（西安煤机厂）
采高 2.3～4.5m 适应倾角 ≤30° 截深 1000mm 滚筒直径 2.0m 牵引方式 交流变频调速无链双驱动电牵引 牵引力 927～550kN 牵引速度 0～10.35～17.18m／min 滚筒中心距 8180mm 机面高度 1615mm (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 14.7Mpa (3)工作面刮板输送机 SGZ－764／500（张家口煤机厂）
出厂长度 200m 运输能力 1100t／h 链速 1.21m 中部槽规格 1500×764×222mm 刮板链型式 中双链 与采煤机配套牵引方式 无链 (4)刮板转载机 SZB－830／180（张家口煤机厂）
出厂长度 37.8m 运输能力 1200t／a 中部槽规格 1500×830×222mm 刮板间距 516mm 速度 1.46m／s (5)破碎机 PCM132（张家口煤机厂）
破碎能力 1200t／h (6)胶带输送机 SSJ1000／M（西北煤机厂）
输送长度 2000m 输送量 800 t／h 带速 2.5 m／s (7)高压开关柜 KBZ－450／1140Y 3、采煤与装煤 (1)确定采煤工艺、截深及日进刀数 采用综合机械化采煤，采煤机落煤和装煤。依据选取的设计生产能力确定工作面每天的推进度为：
（公式2—1）
式中：V——采煤工作面每天的推进度，m／d Qr——采煤工作面日生产能力, t／d L——采煤工作面的长度，m M——采煤工作面的采高（取K3煤层厚度2.5m）
γ——煤的容重，t/m3 C——工作面的采出率（由于K3煤层为中厚煤层，因此C值取0.95）
则：
因选用的采煤机截深为1000mm，若每日推进八刀，共推进1.0×8=8m，可满足每天至少推进6.86m的要求。

(2)确定进刀方式 为了合理利用工作时间，提高工作效率，采用割三角煤工作面端部斜切进刀方式，并采用及时支护。进刀深度1.0m。采煤机进刀示意图如图所示，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(如图a所示)；

b、调换滚位置，前滚筒降下、后滚筒升起、并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机移直(如图b所示)；

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(如图c所示)；

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(如图d所示) 4、运煤 (1)支架选型 采用液压支架支护，选择工作面支架的型号为：ZY35-17/35，为支撑掩护式支架。

(2)移架方式 由于K3煤层上方有3.2m的中硬灰色细砂岩，再上面是4.6m的薄层泥质细砂岩，所以选用依次顺序移架方式。

依次顺序移架方式:采煤机割煤后依次顺序逐架前移。这种方式操作简单，容易保证支护质量。

(3)支护方式 由于K3煤层煤质中硬，为防止片帮和冒顶，所以选用及时支护方式，选用ZY35-17/35支撑掩护式支架。

(4)工作面支架需要量 工作面支架的需要量 （公式2—2）
式中：μ——工作面支架数目（取整数）
L——工作面长度，m e——架中心间距（ZY35-17/35型支架e值取1.5m）
取μ=130 (5)端头支架 由于巷道宽度为4.5m，选用宽度为2.1m型号为PDZ的端头支架两台架，即两端共有4架。

(6)超前支护方式和距离 超前支护方式采用单体支柱和金属铰接顶梁支护。由于压力峰值点距煤壁前方10m左右，所以超前支护距离选25m。

(7)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：
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=2.3-1.7≥0.25～0.35m，满足要求；

强度校验：
P=(6～8)×9.8×S×γ×M×cosα （公式2—3）
式中：S——支架支护的顶板面积，m2 γ——顶板岩石密度，t／m3 M——采高，m α——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。

5、处理采空区 采用全部垮落法。

第二节 工作面合理长度的验证 1．从煤层地质条件考虑 该采区内三个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150万吨/年。正规循环每天进八刀，采煤机滚筒截深为1000mm，所以K3煤层的工作面实际年生产能力为：
330×1.0×8×2.5×195×1.3×0.95=158.94(万吨) 能够满足设计生产能力的要求，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米刮板输送机能够利用国内先进的技术，能够与时俱进的跟上技术的发展。

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米左右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195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125米，剩余975米，把每个工作面长度定为195米，975/195=5，为5个区段。

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、工作面布置图（设计图纸中）、循环作业图（设计图纸中）、劳动组织表（表2—1）、技术经济指标表（表2—2）
2、工种及出勤人数的安排，如下表（表2—1）所示：
工作面劳动组织表（表2—1）
序号 工种 早班 中班 夜班 合计 1 班长 2 2 2 6 2 采煤机司机 3 3 2 8 3 输送机司机 1 1 1 3 4 转载机司机 1 1 1 3 5 皮带机司机 1 1 1 3 6 移架工 3 3 1 7 7 推溜工 2 2 2 6 8 超前维护工 6 6 3 15 9 跟班电工 2 2 1 5 10 运料工 4 4 11 安全质量员 1 1 1 3 12 跟班机修工 2 2 5 9 13 送饭工 1 1 1 3 合计 25 25 25 75 工作面（针对K3煤层）主要经济技术指标（表2—2）
序号 项目 单位 数量 1 煤层厚度 m 2.5 2 煤层倾角 ° 16 3 平均采高 m 2.5 4 采煤机 台 1 5 液压支架 架 130 6 端头支架 架 4 7 刮板输送机 部 1 8 破碎机 台 1 9 转载机 部 1 10 胶带输送机 部 2 11 循环进尺 m 1.0 12 日产量 t 4132.23 13 生产方式 两采一准 14 出勤人数 人 75 15 回采工效 t／工 55.10 16 截齿消耗 个／万t 20 17 乳化液消耗 Kg／万t 180 18 油脂消耗 Kg／万t 70 19 日循环数 个 8 六、设计图纸的内容 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（1：2000）和剖面图(1:2000)。

小 结 这次《采矿学》课程设计在陆菜平老师和曹安业的悉心指导下，经过近两个星期的时间，我的设计内容全部完成了，经过这次课程设计，加深了我对《采矿学》的理解，同时也感觉自己学习到了很多东西。

这次设计任务，煤层地质构造条件理想，我的设计任务是煤层平均倾角16，生产能力150万t/年的组合，在设计过程中，我充分利用《采矿学》上所学知识，结合煤层构造实际情况，以安全第一和高产高效为原则，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采区开采方案。

在这次设计过程中，我对工作面层面布置和采区回采巷道的布置有了更进一步的理解和认识，学到了很多知识。在零号图纸上手工绘制采煤方法图（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，许多细节问题的处理使自己得到了提高，同时也增强了动手能力，使自己得到了一次很大的锻炼。

在编制课程设计说明书和绘图的过程中，我把《采矿学》上所学到的知识又梳理了一遍，对采矿方面的许多专业知识比以前的认识更深了，同时也学到了许多其他矿业方面的相关知识，比如工作面的设备选型，三机配套，巷道断面设计等。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AutoCAD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、合格的采矿工程图是我们采矿人必须关注并注意的问题，在以后的学习和工作中，我也会认真的学习。

通过这次课程设计，我经历了一个采区巷道和工作面设计到开采的全过程，这将是我以后学习和工作的财富，会对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我完成此次课程设计的老师和同学！ 参考文献 1、杜计平，《采矿学》
徐州：中国矿业大学，2003 2、陶驰东，《采掘机械》
北京：煤炭工业出版社，1991 3、采矿设计手册编委会，《采矿手册(第四卷)》，北京：冶金工业出版社，1990 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 指导老师：
设 计 人：
班 级：采矿班 学 号：
日 期：2010年12月