采矿学专业课程设计.doc

采矿学课程设计

站 点： 山西机电
班 级： 级
专 业： 采矿工程
学 号：
姓 名： 穆彦亮

二〇一七 年 六 月

序 论
一、目
1、初步应用《采矿学》课程所学知识，通过课程设计，加深对《采矿学课程理解。
2、培养采矿工程专业学生动手能力，对编写采矿技术文献，涉及编写设计阐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阐明书及绘制毕业设计图纸打基本。
二、设计题目
1、设计题目普通条件
本采区南以F4断层为界，北以相邻采区煤柱为界，上部标高-50m以上为风化带煤柱，下部边界为水平煤柱。
采区走向长度2100m，倾斜平均长度960m,倾角平均为12°。采区共有两层煤，区内地质构造简朴，为单斜构造，无断层和褶曲。采区内无大含水层和地下水，开采条件较好。
运送和回风石门标高分别是-250m和-50m。采区生产能力自定。
煤层特性
本采区内赋存4，5号两层煤，4号煤层和5号煤层均为中厚煤层。煤层埋藏稳定，构造简朴，煤质中硬，自然发火期为3-12个月。煤岩爆炸指数为34-70％。煤层瓦斯含量小，采区所属矿井为低瓦斯矿井。
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
四、进行方式
学生按设计大纲规定，任选设计题目条件中煤层倾角条件1或煤层倾角条件2，综合应用《采矿学》所学知识，每个人独立完毕一份课程设计。

第一章 采区巷道布置
第一节 区储量与服务年限
1、采区生产能力选定
依照规定采区上部煤柱为10m下部煤柱留10m，故剩余倾斜长度为：
960-20=940m
N=940/220+4*2=4.1 取分4个区段
采煤工艺选用综合机械化采煤，工作面长度取220m。
采区生产能力 A0 =LV0MrC0 取第四层先生产
A0 =220*1200*2*1.3*0.95=65.2≈65万吨/a
2、采区工业储量、设计可采储量
(1)采区工业储量
Zg=H×L×(m4+m5)× γ (公式1-1)
式中： Zg---- 采区工业储量，万t；
H---- 采区倾斜长度，960m；
L---- 采区走向长度，2100m；
γ---- 煤容重 ，1.30t/m3；
M4---- K1煤层煤厚度，为2米；
M5---- K3煤层煤厚度，为2.50米；
Zg=960*2100*1.3*（2+2.5）=1179.3万吨
(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%
（阐明：采区煤柱涉及区段煤柱、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K4、K5煤层都为中厚煤层，因而C值取0.8）
PK4=2*20*3*940*1.3+15*2*940*1.3+2*30*940*1.3+2055*10*2*2*1.3=36.3万吨
PK5=2.5*20*3*940*1.3+15*2.5*940*1.3+2055*10*2*2.5*1.3+2.5*30*940*1.3=45.4
P=PK4+PK5=36.3+45.4=81.7万吨
ZK=(1179.3-81.7)*0.8=878万吨
(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。
T =878/65*1.3=10.3a 取
(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 ---- 采区工业储量，万t
P ---- 采区煤柱损失量，万t
C=（1179.3-81.7） /1179.7=0.93>0.8
(符合国家对采区采出率规定。)

第二节 采区内再划分
1、拟定工作面长度
以拟定工作面长度为220m
2、 拟定采区内区段数
拟定采区内区段数为4段
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，300d
Qr = A／(T×1.1)=650000／(300×1.1) =1969.7 t／d
4、拟定采区内同采工作面数及工作面接替顺序
生产能力为65万t/a,且工作面生产能力为1969.7t／d。当前开采准备系统发展方向是高产高效生产集中化，采用提高工作面单产，以一种工作面产量保证采区产量，因此定为采区内一种工作面生产。
工作面布置（双翼布置）图如下图所示：
K4煤层

K5煤层
1401
1402
1501
1502
1403
1404
3303
1504
1405
1406
3305
1506
1407
1408
1507
1508
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K4煤层后采K5煤层最后达到高产高效。工作面接替顺序如下表所示：
1401→1402→1403→1404→1405→1406→1407→1408→1501→1502→1503→1504→1505→1506→1507→1508
（阐明：以上箭头指向表达工作面接替顺序。）

第三节 拟定采区内准备巷道布置及生产系统
1、依照所选题目条件，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，依照所给地质条件及采矿工程设计规划，-50标高开掘一条阶段回风大巷。第一开采水平为该采区服务一条运送大巷，布置在-250标高处
2、拟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、位置不同提出两个方案：
方案一：在K4煤层中开掘一条轨道上山，在距K4煤层10m处底板岩层中开掘一条运送上山，即一煤一岩上山，如下图所示

方案二：在K4煤层中开掘两条上山（轨道上山与运送上山），即双煤上山，如下图所示

(1) 两种方案在经济上比较
工程量表：
序号
工程名称
单位
数量
工程量
计算式
1
轨道上山

巷道宽4m 1.5=自巷道底板算起墙高
2
掘进=960m
100m³
117.504
11750.4
12.24*960=11750.4
3
半圆拱断面积

12.24
S=4*(0.39*4+1.5)=12.24
4
树脂药卷锚杆架设Φ20*mm
100根
146.88

（12.24*960/0.8)/100
5
树脂锚杆制作Φ20*mm
100根
149.81

（12.24*960/0.8）*1.02/100
6
喷射混凝土墙
100m³
4.32

2*1.5*0.15*960/100
7
喷射混凝土拱
100m³
9.382

1.57（4+0.15）*0.15*960/100
8
钢筋网制作铺设
t
56.92

（1.57*4+2*1.5）*960*6.39/1000
（6.39KG/㎡）
费用表：
工程名称
数量
工程量
煤绗单价
岩巷单价
煤巷费用
岩巷费用
掘进=960m
117.504
11750.4
5006
12399
58.82
145.68
半圆拱断面积

12.24

树脂药卷锚杆架设Φ20*mm
146.88

2869
2869
42.14
42.14
树脂锚杆制作Φ20*mm
149.81

4230
4230
63.36
63.36
喷射混凝土墙
4.32

61171
61171
26,42
26.42
喷射混凝土拱
9.382

70446
70446
67.03
67.03
钢筋网制作铺设
56.92

2540
2540
14.45
14.45

比较
方案一
方案二
544.44
601
100%
110.8%

（阐明：由于其他各项费用基本相似，因此不进行比较。）
可得出双煤上山费用是一煤一岩上山1.10倍，在费用上多余10%，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 每区段增长了通风距离
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
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K4煤层为维护条件较好中厚煤层，煤质中硬，且顶部为稳定灰色粉砂岩，因此上山布置在K4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，虽运送上山为岩巷，较容易维护，但其掘进速度慢，不利于早投产，且工作量大。
并且两个方案总费用相差不大。
综合经济和技术比较，最后决定将采区上山布置在K4煤层中，即采用双煤上山，两条上山间距为20m，上山两侧各留20m保护煤柱。
3、拟定工作面回采巷道布置方式及工作面推动终点位置
依照煤层储存条件可知，K4煤层厚2m，K5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。工作面走向推动长度为993m左右，采用单巷布置，且一种工作面就可以达到设计生产能力规定。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，工作面布置及推动到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，因左侧有大断层故多留15m煤柱，开始布置工作面，进行推动。由于采区上山布置在K4煤层中，在离上山20m处停采，留20m煤柱保护采区上山，两条上山中间留20m保护煤柱。K1、K3煤层相距20m左右，由于相距较近，因而两层煤所留煤柱相似，工作面布置及推动到位置也同样。
5、采区内上、下区段工作面交替期间同步生产时通风系统图
采区内上下区段工作面交替期间同步生产时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12°。铺设600mm轨距线路，轨形为15kg/m，采用1t矿车单钩提高，每钩提高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) 道岔选取及角度换算
由于是辅助提高故道岔均选取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
（2)斜面平行线路联接点参数拟定如图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似，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=0mm
高道竖曲线参数：
βg=β′- rg=15°29′42″-37′49″=14°51′53″
hg= Rg(cosrg-cosβ′)=0(cos37′49″-cos15°29′42″)=725.71mm
Lg= Rg(sinβ′-sinrg)=0(sin15°29′42″-sin37′49″)=5123.08mm
Tg= Rg×tan(βg/2)=0×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：
由于是辅助提高，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不大于3×3×2=18m，起坡点间距设为零，则有：
H=18000×11‰+18000×9‰=360mm
竖曲线相对位置：
L1=[(T-L)sinβ+msinβ″+hg-hd+H]=2358.83mm
两竖曲线下端点(起坡点)水平距离为L2，则有
L2= L1cosβ′+ Ld- Lg=2358.83×cos15°29′42″+2485.37-5123.08=-364.61mm
负值表达低道起坡点超前与高道起坡点，其间距满足规定，阐明S选用mm适当。
(4)高低道存车线参数拟定
闭合点O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)平曲线参数拟定
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；
存车线处在曲线段处，高道存车线处在外曲线，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
具备自动下滑得长度为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--1833.79=14366.75mm
在平曲线终结后接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++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++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
由计算成果可以看出提车线得5标高点与甩车线得5标高点相似，故标高闭合，满足设计规定。
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)依照上述计算成果，绘制甩车场平面图和坡度图如图1-11，其坡度图如图1-12：
图1-12 车场坡度图
图1-11 采区中部车场平面图

第第二章．采煤工艺设计
第一节 采煤工艺方式拟定
1、选第一种煤层，即K4煤层,进行采煤工艺设计，布置采煤工作面
由于K4煤层厚2m，煤质中硬，因而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、综采工作面设备选用国产设备。
由于设备资料来源因素，选用国产综采设备。
各设备技术参数
(1)采煤机MG300AW（鸡西煤机厂）
采高
1.5～3.0m
适应倾角
≤35°
截深
630mm
滚筒直径
1.6m
控顶距
1500mm
牵引方式
交流变频调速无链双驱动电牵引
牵引力
360kN
牵引速度
0-6m／min
滚筒中心距
8934mm
机面高度
1200mm
(2)液压支架 FJ4*457-1.64/3.5（重庆庆阳机械厂）
型式
支撑掩护式
支撑高度
164～3.5m
宽度
1.42～1.59m
煤层厚度
中厚煤层
初撑力
3721KN
工作阻力
4479kN
支架中心距
1500mm
支护强度
0.83Mpa
适应煤层倾角
＜18°
泵站工作压力
30Mpa

(3)工作面刮板输送机 SGZ800/1050（张家口煤机厂）
出厂长度
220m
运送能力
500t／h
链速
1.07m
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)破碎机 PEM1000*650（张家口煤机厂）
破碎能力
600t／h
(5) 胶带输送机 S-100/260（西北煤机厂）
输送长度
1000m
输送量
700 t／h
带速
2.5 m／s

（6）端头支架：PDZ
(7) 高压开关柜 KBZ－450／1140Y
(8) 转载机 :SZB-730/75(张家口煤机厂)
输送长度
25m
输送量
630 t／h
带速
m／s
(9)液压泵站：XRBZB80/35
公称压力
35mpa

3、采煤与装煤
(1)拟定采煤工艺、截深及日进刀数
采用综合机械化采煤，采煤机落煤和装煤。根据选用设计生产能力拟定工作面每天推动度为：
（公式2—1）
式中：V——采煤工作面每天推动度，m／d
Qr——采煤工作面日生产能力，t／d
L——采煤工作面长度，m
M——采煤工作面采高（取K4煤层厚度2m）
γ——煤容重，t/m3
C——工作面采出率（由于K3煤层为中厚煤层，因而C值取0.95）
则：V=1969.7/220*2*1.3*0.95=3.62m/d
因选用采煤机截深为630mm，若每日推动八刀，共推动0.63×8=4.8m，可满足每天至少推动3.62m规定。
(2)拟定进刀方式
为了合理运用工作时间，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0.63m。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，选取工作面支架型号为：FJ4*457-1.64/3.5，为支撑掩护式支架。
(2)移架方式
由于K4煤层上方有20m左右粉砂岩，因此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。这种方式操作简朴，容易保证支护质量。
(3)支护方式
由于K4煤层煤质中硬，为防止片帮和冒顶，因此选用及时支护方式，选用FJ4*457-1.64/3.5支撑掩护式支架。
(4)工作面支架需要量
工作面支架需要量
（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（FJ4*457-1.64/3.5型支架e值取1.5m）
μ= 220/1.5取μ=146
(5)端头支架
由于巷道宽度为4m，选用宽度为2m型号为PDZ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，因此超前支护距离选25m。
(7)校核支架高度与强度
在实际使用中，普通所选用支架最大构造高度比最大采煤高度大200mm左右，即：
Hmax=Mmax＋0.2，m
△1=3.5-2.7≥0.2m，满足规定；
最小构造高度应比最小采煤高度小250～350mm，即：
Hmin=Mmin－（0.25～0.35），m
△2=1.85-1.6≥0.25～0.35m，满足规定；
强度校验：
P=(6～8)×9.8×S×γ×M×cosα （公式2—3）
式中：S——支架支护顶板面积，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×cos12=1675KN<4000KN
经校核，支架高度与强度均符合规定。
5、解决采空区
采用所有垮落法。
第二节 工作面合理长度验证
1．从煤层地质条件考虑
该采区内两个煤层地质条件较好，无断层，煤层倾角为12°，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，因此布置220米工作面比较适当。
2．从工作面生产能力考虑
工作面设计生产能力为65万吨/年。正规循环每天进八刀，采煤机滚筒截深为630mm，因此K4煤层工作面实际年生产能力为：
300×0.63×8×2×220×1.3×0.95=82.1(万吨)
可以满足设计生产能力规定，一种工作面生产就可以满足设计生产能力规定，并且考虑到其她各个方面对生产影响，工作面长度拟定合理。
3．从运送设备及管理水平角度考虑
采区生产选用设备均为国内先进生产设备，工作面选用220米刮板输送机可以运用国内先进技术，可以与时俱进跟上技术发展。
由于当前倡导管理人员知识化、年轻化，因此工作面长度为200米左右在管理上是毫无问题。
4．从顶板管理及通风能力考虑
该采区顶板稳定，工作面可以恰当加长，综采工作面长度普通在180～250m，因此选取工作面长度为220米较适当。此外，工作面瓦斯涌出量较低，通风问题可以解决。
5． 从巷道布置角度考虑
分为4个区段比较合理
6. 经济合理工作面
工作面长度与地质因素及技术因素关系十分密切 ，直接影响生产效率，因此依照条件，以高产量、高效率为原则选取合理工作面长度。合理工作面以生产成本低，经济效益高为目的。尽量加快工作面推动速度，减少巷道维护时间，减少回采总成本，使设备、资源得到最高运用。

第三节 采煤工作面循环作业图表编制

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
共计
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
共计

25
25
25
75

工作面（针对K3煤层）重要经济技术指标（表2—2）

序号
项目
单位
数量
1
煤层厚度
m
2
2
煤层倾角
°
12
3
平均采高
m
2
4
采煤机
台
1
5
液压支架
架
146
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
1969.7
13
生产方式

两采一准
14
出勤人数
人
75
15
回采工效
t／工
26.25
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

第三章 课程设计总结
这次《采矿学》课程设计在指引教师悉心指引下，通过近两个礼拜时间，我设计内容所有完毕，心情很是愉悦。在尾声中，我一方面要感谢教师一丝不苟悉心指引和谆谆教诲，此外，也要感谢我院在设计过程中予以协助其她教师们，同步对校图书馆工作人员表达感谢。
这次设计任务，煤层地质构造条件抱负，我选取了煤层平均倾角为16°，生产能力为180万t/a组合，在设计过程中，充分运用《采矿学》上所学知识，结合煤层构造实际状况，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，经济上优越当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设计有了更进一步理解和结识，学到了诸多知识，在以零号图纸为画布手工绘制工作面布置层面图（1：200）应涉及回采巷道剖面图（1：50），其最大与最小控顶距剖面图和采区巷道布置平面图（1：3000）及其剖面图（1：3000）过程中，从许多细节问题处达到了诸多益处，同步增强了动手能力，使自己得到了又一次很大锻炼。
在编制课程设计阐明书过程中，对《采矿学》上所学知识又梳理了一遍，对采矿方面许多专业知识比此前结识更深了，在阐明书上所附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结识，重新温习了许多绘图命令以及理解了最新制图原则。如何运用先进技术绘制原则、规范、合格采矿工程图是咱们采矿人必要关注并解决问题，在后来学习和工作中，我也会认真深造。
通过这次课程设计，让我经历了一种矿井从设计到开采全过程，这将是我后来学习和工作财富。为我后来学习和工作有着很大指引和协助。
最后再次感谢指引我和协助过我完毕本次课程设计教师们，谢谢！

第四章 参照文献
参照文献：
1、徐永圻，《采矿学》，徐州：中华人民共和国矿业大学，。
2、徐永圻，《煤矿开采学》（修订本），徐州：中华人民共和国矿业大学，1999。
3、陶驰东，《采掘机械》，北京：煤炭工业出版社，1991。
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， 。
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，中华人民共和国矿业大学，1993。