采矿学课程设计.doc

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1、【精品文档】如有侵权，请联系网站删除，仅供学习与交流采矿学课程设计.精品文档.采 矿 学课程设计说明书设计题目: 助学院校: 自考助学专业: 姓 名: 自考助学学号: 成 绩: 指导教师签名: 河南理工大学成人高等教育2O 年 月 日前 言采矿课程设计是采矿工程专业教学环节的重要一环。它是学生学过井巷工程、采矿学、矿井通风安全等课程，以及通过生产实习之后进行的。其目的是巩固和扩大所学理论知识并使之系统化，培养学生运用所学理论知识解决实际问题的能力，提高学生计算、绘图、查阅资料的基本技能，为毕业设计奠定基础。采矿课程设计是属于教学性设计，设计题目由指导教师拟定。学生应根据设计题目按照本大纲的要求

2、，在规定的时间内认真、独立地完成计算、绘图、编写说明书等全部工作。设计中要认真贯彻煤炭工业技术政策、煤矿安全规程、煤炭工业矿井设计规范以及国家制定的其它有关煤炭工业的方针政策。设计力争作到分析论证清楚、论据确凿，并积极采用切实可行的先进技术，力争使自己的设计成果达到较高水平。目 录1 井田地质特征、矿井储量及设计生产能力11.1 井田地质特征11.1.1地层11.1.2 构造21.2 井田范围及储量31.2.1 井田境界31.2.2 井田储量41.2.3 矿井的工业储量41.2.4 矿井设计储量51.2.5 矿井设计可采储量61.3 矿井年储量及服务年限81.3.1矿井工业制度81.3.2矿井

3、服务年限82 井田开拓92.1 井田内划分92.2 开拓方案的选定92.3方案经济比较10确定方案133 采煤方法153.1 选择确定采煤方法153.2 采区巷道布置153.2.1采区主要参数的确定153.2.2煤柱尺寸153.2.3采区上下山的布置163.2.4回采巷道的布置163.2.5联络巷的布置163.2.6采区车场形式的选择163.2.7采区硐室183.2.8采区千吨掘进率、采区掘进出煤率及采区回采率183.3 回采工艺193.1.1综采工作面的主要设备203.2.2工作面循环方式和循环作业图表的编制21参考文献241 井田地质特征、矿井储量及设计生产能力1.1 井田地质特征平顶山煤

4、田处于秦岭纬向构造带的东延部位，淮阳山字型构造的西翼反射弧顶部，为纬向构造与山字型构造的复合部位，由于二者的共同影响，使得整个煤田形成了一系列北西向的复式褶皱（李口向斜、灵武向斜、郭庄背斜、牛庄向斜、诸葛庙背斜等）和大断层（白石沟逆断层、锅底山正断层、山庄逆断层等），总体构造线为北西向。追溯区域地质历史，平顶山煤田曾受到中岳运动、少林运动、怀远运动、加里东运动、印支燕山运动和喜山运动六期构造运动的影响，在煤系沉积以后，燕山运动最为重要，使区内中生代及其以前地层（包括前震旦纪）卷入了这次运动，形成了北西向的褶皱和断裂，并拌有中酸性岩浆侵入。喜山运动在本区主要表现为差异升降运动，并使先期断裂再次活

5、动，形成了一幅复杂的构造图案。井田地表多被第四系地层覆盖，依据钻探工程揭露地层从老到新依次有：寒武系崮山组、石炭系本溪组、太原组和二叠系山西组、下石盒子组、上石盒子组、石千峰组和第四系。1.1.1地层本井田内地层层序由老至新依次为：寒武系崮山组、石炭系本溪组、太原组和二叠系山西组、下石盒子组、上石盒子组、石千峰组和第四系。寒武系崮山组系石炭、二叠系含煤地层的沉积基底，厚度大于68m，为灰色厚巨厚层状白云质灰岩。石炭系本溪组上界为太原组7灰岩底面，下界为崮山组白云质灰岩的顶面，厚度平均为5.6m，主要为浅灰色灰白色铝土质泥岩和深灰色、灰黑色炭质泥岩。石炭系太原组上界为1灰岩的顶面，或为山西组底部

6、砂质泥岩的底面，下界为本溪组铝土质泥岩的顶面，或7灰岩的底面，厚度为5386m，平均62.5m，由深色生物碎屑灰岩、燧石灰岩、泥岩、砂质泥岩、粉砂岩和煤组成，间夹菱镁质泥岩薄层，庚组煤位于本组下部灰岩的上部。二叠系山西组上界为下石盒子组砂锅窑砂岩底面，下界为太原组顶部灰岩顶面，厚87114m，平均为105.3m，由浅灰绿、深灰色中细粒砂岩、泥岩和煤组成。含煤25层，为己组煤。 二叠系下石盒子组上界为田家沟砂岩的底面，下界至砂锅窑砂岩的底面，厚度284311m，平均304.4m，由灰黄色、深灰色中细粒砂岩、砂质泥岩、泥岩所组成。依据岩性和含煤性，自下而上分为戊组煤、丁组煤和丙组煤。 二叠系上石盒

7、子组上界至平顶山砂岩底面，下界至田家沟砂岩顶面，厚294331m，平均314.5m。主要由灰白色、灰黄色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、中细粒砂岩及劣质煤层组成。自下而上分为乙组煤和甲组煤。二叠系石千峰组在井田内出露不全，厚度0255m，平均137.8m。主要由平顶山砂岩等组成。 第四系厚033m，平均为11.93m。主要为黄土沙砾滚石（平顶山砂岩和石千峰组砂岩）之山坡残积物分布于低洼处，厚度不大，表土平均2m厚。1.1.2 构造受区域构造的控制，特别是李口向斜及锅底山正断层的影响井田构造总体上为一北北东向缓倾斜的单斜构造，地层走向100，倾向10，倾角618。在此单斜构造之上发育有一条大中型断层和少

8、量小断层，褶皱构造不发育。（一）褶曲井田内的褶曲构造有两种表现形式，一种是断层面附近的拖曳小褶皱及挤压揉皱现象，它是断层的伴生褶曲，不具独立的构造意义，因此，将其放在断层构造中论述；另一种是宽缓的小褶皱，规模较小，它对巷道的布置和岩层产状及矿井生产有一定的影响。 井田内褶皱主要为晋沟向斜，该向斜在井田内的南东部较为明显，向北西方向在39-18孔北约150m处消失，延伸长度2000m左右，它对井田内各煤层的产状，巷道布置均有一定影响，但由于甚为开阔，故伴生构造少见，对煤层厚度影响也不明显，仅局部对生产影响较大。井田内背斜不发育，揭露较少，控制程度较差。 （二）、断层井田范围内的大中型断层共有二条

9、（见主断层一览表1-1），其主要特征如下：F1锅底山正断层 该断层走向N2550W，倾向南西，倾角6070，落差110200m，位置在四矿西南，三矿西北部，在一、四、六扩勘区内有六个钻孔控制，地表有零星露头控制。 （三）矿井小断层矿井小断层在煤田地质勘探中一般不能控制，只能在矿井地质及巷道掘进或煤层开采过程中才能发现，这些小断层数量不多，具有一定的随机性等特点，给矿井地质工作带来些许不便，成为影响煤矿生产的地质因素之一.表1-1主断层一览表编号名称及性质产 状落差（m）延展长度（m）控制工程简要描述控制程度走向倾向倾角F1锅底山正断层350310南西607010020046-6孔46-7孔46

10、-8孔47-14孔47-7孔42-12孔39-17孔39-8孔等矿区外控制工程很多，区内无控制工程，其小山北分支断层为该井田二水平南部边界可靠1.2 井田范围及储量1.2.1 井田境界井田境界应根据地质构造、储量、水文、煤层赋存情况、开采技术条件、开拓方式及地貌、地物等因素，进行技术分析后确认。一般情况下以下列情况为界：1、以大断层、褶曲和煤层露头、老窑采空区为界： 2、以山谷、河流、铁路、较大的城镇或建筑物的保安煤柱为界：3、以相邻矿井井田境界煤柱为界：4、人为的划分井田境界：平煤天安公司一矿位于平顶山矿区中部，东以26勘探线为界与十矿相邻，西以36勘探线为界与天安四矿、六矿相邻，丁组煤层南

11、起老窑采空区下界（+45+110m之间），北至-600m等高线，戊组煤层南起露头北至-650m等高线，己组煤层南起-240m北至-800m等高线，庚组煤层南起-250m北至-800m等高线。东西走向长5公里，南北倾斜宽5.86公里，最大面积29.3平方公里。南邻二矿，北为人为边界，是一矿的延伸部分。经中华人民共和国国土资源部批准，2001年换领了采矿许可证，采矿许可证号1000000140058登记面积29.3平方公里，开采深度由+150m至-800m标高，有效期30年。一矿采矿登记边界主要拐点坐标为：D0101，3737170.00，38437525.00，D0102，3741600.00，

12、38438885.00 D0105，3743650.00，38434350.00 D0108，3738455.00，38432655.001.2.2 井田储量 矿井储量是指矿井边界范围里，通过地质手段查明的符合国家煤炭储量计算标准的全部储量，又称矿井总储量。它不仅反映了煤炭资源的埋藏量，还表示煤炭的质量。 本井田采用等高线法计算储量，该方法是目前我国所用比较广泛的方法之一。等高线法根据煤层底板等高线间距相近的以等高线为边界划分为一块，如此把井田划分为几块，在CAD图上算出每一块面积及平均倾角，再算出其倾斜面积，依据各块煤厚及容重算出储量，再后相加既的矿井的工业储量。1.2.3 矿井的工业储量矿

13、井工业储量是勘探（精查）地质报告提供的“能利用储量”中的A、B、C三级储量之和，其中高级储量A、B级之和所占比例应符合表12的规定。由煤层底板等高线及储量计算图上提供的资料可计算出来设计矿井工业储量汇总表见13。表12 矿井高级储量比例 地质开采条件储量级别比例（）简单中等复杂大型中型小型大型中型小型中型小型井田内A+B级储量占总储量的比例4035253540202515第一水平内A+B级储量占本水平储量的比例70604060503040不作具体规定第一水平内A级储量占本水平内储量的比例4030153020不作具体规定不要求表1-3 矿井工业储量汇总表煤层名称工业储量（万吨）备注ABA+BCA

14、+B+C煤层45723048762007620符合总计45723048762007620符合1.2.4 矿井设计储量矿井设计储量等于矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田边界煤柱和已有的地面建筑物、构筑物需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量后的储量；计算公式如下：矿井设计储量工业储量永久煤柱损失永久煤柱为：井田境界、断层、铁路桥、村庄保护煤柱；永久煤柱的留设：本井田范围内无河流、断层及其他构筑物，因此只需要计算境界保护煤柱。井田境界保护煤柱的留设：井田境界处保护煤柱均留设25m。计算得总的损失煤量为189.20万吨。 故，矿井设计储量工业储量永久煤柱损失 6732.14189.20

15、6542.94(万吨)1.2.5 矿井设计可采储量矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、井下主要巷道及上、下山保护煤柱煤量后乘以采区采区采出率的储量。矿井设计可采储量计算公式如下：矿井设计可采储量（矿井设计储量保护煤柱损失）采出率保护煤柱为：工业场地、风井场地、主要巷道及上、下山保护煤柱。1）、工业场地保护煤柱的计算：按规范规定，年产90万t/a的中型矿井，工业场地占地面积指标为1.2公顷/10万吨。故可算得工业场地的总占地面积：S1.2910.8公顷108000（ m2）。工业广场占地面积为270400m2，平面形状为矩形。根据垂直剖面可计算工业广场的保护煤柱的留设：计算如表14所示：表14 工

16、业广场保护煤柱设计参数表煤层倾角（ ）煤厚（m）松散层厚（m）（ ）（ ）（ ）（ ）埋深（m）52.82045706070500其中：表土层移动角；煤柱上山移动角；走向方向移动角；煤柱下山移动角；用垂直剖面法留设工业广场保护煤柱如图15所示：图15 工业广场保护煤柱计算图上图中，四边形ABCD的面积即工业场地煤柱的压煤面积，面积 = 343895.7826 m2，周长 = 2374.3144 m，经计算可得，工业场地共压煤120.6737万吨； 2）、井下主要巷道设计煤柱损失计算井下主要压煤巷道为皮带大巷、轨道大巷和回风大巷，水平大巷之间设计间距为30m，巷道两侧各留30m保护煤柱，计算出井

17、下主要巷道设计煤柱损失为307.23万吨。矿井储量汇总表如下表16所示。表16 可采储量汇总表开采水平煤层名称工业储量（ABC）万吨矿井设计储量（万吨）矿井可采储量（万吨）永久性煤柱损失设计储量设计煤柱损失可采储量断层境界构筑物其他工业场地井下巷道其他1戊106732.14189.20006542.94120.67330.0806092.19合计戊106732.14189.20006542.94120.67330.0806092.191.3 矿井年储量及服务年限1.3.1矿井工业制度按照煤炭工业矿井设计规范中规定，确定本矿井设计生产能力按年工作日330天计算，“三八”制作业（二班生产，一班检修

18、），每日二班出煤，净提升时间为16小时。1.3.2矿井服务年限矿井服务年限的公式为：T=Zk/(AK)其中：T 矿井的服务年限，a； Zk矿井的可采储量，t ； A 矿井的设计生产能力，90万t/a； K 矿井储量备用系数，取1.4。则：T =6092.19/（901.4）=48.3（a）40（a）符合矿井服务年限要求。2 井田开拓2.1 井田内划分由于本井田的埋藏较深，倾斜长度较长，固采用立井多水平开拓。并按照工业广场少压煤，至少不压好煤和井下生产费用较低的原则确定了主、副井筒位于井田偏南部的井田走向中央。为了避免采用箕斗井通风时封闭井塔困难和减少穿越表土层，初期决定开凿一个风井。并采取中央

19、边界式通风，风井位于南部边界处，这样由于边界留有边界煤柱，风井就不需要留设保护煤柱，减少了煤柱的损失。同时为了减少煤柱损失和保护大巷维护条件，把运输大巷设在煤层底板下30m处，根据平煤四矿井田走向及倾向长度及设计规范的有关规定，本井田可以划分三个水平，采用立井或暗斜井开拓，具体方案见下面说明书。.井硐形式选择由于平煤四矿矿区南北走向一直为上坡，但坡度不大，井田靠北为山丘，煤藏较深，从而确定采用立井开拓方式。立井开拓井筒短，提升速度快，提升能力大，通风有效断面大，能够满足矿井通风的需要。井筒数目因为平煤四矿走向长度大，且为高瓦斯矿井，前面已经确定采用立井开拓方式，故只需开凿一对立井井筒和一个风井

20、即可。后期可以在下一水平边界开设一个风井用于第二水平的回风。井筒位置选择根据井田地形和地质条件，从首先满足第一水平的开采，缩短贯通距离，减少井巷工程量考虑，将主、副井筒设置在井田走向的中央处偏南处。该处的地质构造清楚、简单、开采条件好。3.2.1.3运输大巷和总回风巷的布置为了减少煤柱损失和便于维护巷道，将运输大巷布置在距离煤层30m处的己组煤层底板岩石中。布置岩石大巷时，应避免在松软、吸水膨胀、易风化的岩石中布置，同时还应避开支承压力的不利影响。考虑到该煤层具有自燃发火倾向，且煤质为比较坚硬的焦煤，将巷道布置在煤层中维护较困难。所以将回风大巷布置在煤层的南端煤层上部的岩石中。2.2 开拓方案

21、的选定根据前述各项决定，本井田在技术上可行的开拓方案有下列二种：立井一水平暗斜井二三水平，图21 立井一水平暗斜井二三延伸开拓立井一二水平暗斜井三水平，见图22；图22 立井一二水平暗斜井三水平开拓从以上方案的简图可以对方案和方案进行比较，二方案的生产系统均简单可靠，两个方案均属技术上可行的方案。水平服务年限也均符合要求（中型矿井第一水平服务年限应大于20年），初期采用的开拓方案一样，一个立井延深，一个暗斜井延伸，从表面上很难看出两方案的优劣，因此两方案要通过经济比较才能够确定其优劣。2.3方案经济比较 由于方案和方案在第一水平内的准备方式和采煤方法都完全相同，方案比较法在对不同的开拓方案进行

22、比较时，一些相同的部分可以不进行比较，于是我们在对方案和方案两个方案进行比较时，可以只将两个方案中有差表23 基建工程量时期项目方案方案早期主井井筒/m立井465+20 暗斜井600 立井465+20 暗斜井600副井井筒/m立井465+5 暗斜井600立井465+5 暗斜井600井底车场/m13430+1114013430+11140运输大巷/m150 150后期主井井筒/m2300立井220 暗斜井700副井井筒/m 2300立井205暗斜井700井底车场/m13430+1114013430+11140主石门/m0 1400运输大巷/m150 150表24 基建费用表 方案项目方案方案工程

23、量/m单价/ 费用/万元工程量/m单价/ 费用/万元早期主井井筒4855964.9289.304855964.9289.30副井井筒4706744.2316.984706744.2316.98井底车场24570281690.4224570280690.42风井2105964.9125.62105964.9125.6运输大巷1501537.123.101501537.123.10小计1445.061445.06后期主井井筒10002174.45217.452205964.9131.23副井井筒10002174.5217.452056744.2138.26井底车场24570281690.42245

24、70281690.42主石门000 1400 1537.1215.19小计1125.321175.1共计2570.382620.16别的基建工程量、基建费用、生产经营费用及费用汇总表分别计算汇总于下表。通过费用汇总表在经济上来比较两方案的优越。表25 生产经营费用项目方案生产经营费用/万元项目方案生产经营费用/万元石门运输0石门运输1.23121.81.40.381=1998.2提升1.25291.80.4850.85=2617.8 1.23128.31.60.48=2877提升1.25291.80.7050.852120.33排水12336524370.3510-41395.31232436

25、518.50.1610-4=318.90排水1232436518.50.3510-4=697.6 1232436518.5 0.4910-4=976.7合计7209合计7477.8表26 费用汇总表方案项目方案方案费用/万元百分率/费用/万元百分率/基建工程费2570.381002620.16101.9生产经营费72091007477.8103.8总费用97793810010097.96103.2从前面表格中的计算可以看出，方案的总费用要比方案的高出3.2，由于方案暗斜井可以当作上山，由此可以减少434.9万元的费用，节约了2000m左右的岩石巷道，故决定采用方案。确定方案综上比较可知方案的总

26、费用超过了方案，故决定采用方案。即采用立井一水平加暗斜井延伸。第一水平位于-250m，采用上下山开采；第二水平位于-495m,采用上下山开采，第三水平位于-585m，采用下山开采。2.3 开采顺序采区的生产能力应根据地质条件、煤层生产能力、机械化程度和采取内工作面接替关系等因素确定。各类矿井正常生产的采区个数一般按表 规定：表27矿井同时生产的采区个数矿井设计生产能力（Mt/a）采区个数2.43.0341.51.8231.2及以下12因为设计矿井年产量为90Mt/a,因此，本矿井生产采区为一个，保证年产量的工作面为一个。3.5.2.1矿井达到设计产量的回采工作面个数确定达到设计产量时工作面总线

27、长：式中：B-回采工作面总线长, m；A-矿井设计年产量, t/a；X-回采出煤率，可取0.9；m-同采煤层总厚度, m；-煤层容重, ；K3-工作面采出率，97、95、93；L-年推进度，L330nI；其中：300-矿井年工作日，天；n-日循环数；I-循环进度，m；-正规循环系数，0.81；由此：L33040.611 792mB=900.9/41.47920.93 =196确定同采工作面数（取整数）式中：N-同采工作面数，个；B-工作面总线长，m；n-同采煤层数；L-回采工作面长度，m；由此: N=196/200 =1个3.5.2.2采区工作面配置采区内同采工作面数目应根据煤层赋存特征，所确

28、定的回采工艺等确定，同时还应符合合理的开采顺序，保证安全生产提高工作面单产为原则。采区内同时生产的综采工作面宜为一个面；普采工作面宜为两个面，不应超过三个面。因此，在满足矿井服务年限的条件下，由于采区内同采工作面为1个，所以采区内同时生产的工作面为1个。3.5.2.3矿井产量的验算：式中：-矿井同采工作面产量总和，万t；-第i号工作面采高，m；-第i号工作面长，m；-第i号工作面年推进度，m/a；-第i号工作面煤的容重，t/；N-同采工作面数。 由此：42007921.40188.7万t计算结果加上全矿井掘进煤之和应大于矿井设计产量A，但不宜超过1.15A。全矿井掘进煤0.06 59.30.0

29、6 5.322万t实际产煤为+88.7+5.322 94.022万t因此进行验算有：94.022/901.051.15故符合设计要求。3 采煤方法3.1 选择确定采煤方法为了选择合理的采煤方法，必须详细研究煤层的赋存条件和地质特征，并考虑实习矿井实际使用经验。平煤四矿煤层赋存比较稳定，可采煤层主要为己16-17煤层，己16-17煤层属于近水平煤层，平均倾角8-12。煤层平均厚度为4.0m。煤尘无爆炸性，煤层有自燃发火倾向；发火期4-6个月，为高瓦斯矿，相对瓦斯涌出量为11.24立方m每吨，煤硬度不大，煤层直接顶为大占砂岩，岩厚度变化在8-15m之间，中等稳定，不易容易冒落。底板为波浪带砂岩。地

30、质构造简单，结合设计矿井矿井实际情况以及现有的生产技术条件，设计采用综合机械化一次采全高回采工艺，倾斜长壁采煤法，用全部跨落法处理采空区。3.2 采区巷道布置3.2.1采区主要参数的确定本采区位于井田的南部，采用双翼开采，倾向长度1000m，一翼走向长度1550m，一共布置10个工作面，采用一个工作面生产，年产量为90万吨。具前所述，工作面长度定为200m，回采巷道宽4m，区段斜长为208m，分5个区段，采用无煤柱护巷技术。3.2.2煤柱尺寸由于采用无煤柱护巷，没有区段煤柱，上下留30m的煤柱，采区边界留25m煤柱。3.2.3采区上下山的布置 由于煤层瓦斯涌出量较大，按照煤矿安全规程规定，必须

31、布置三条上山，考虑到第一水平服务时间较长，且有自然发火危险，将上山布置在煤层底板下的岩层中，以煤的间距为25m左右。运输上山布置在轨道上山三m下，回风上山在最上，距轨道上山3m.3.2.4回采巷道的布置由于开采的煤层为单一厚煤层且回采巷道的服务年限较短，根据煤层赋存条件可以知道顶板板岩石比较稳定，维护条件较好，所以决定将回采巷道布置在煤层中，为了减少煤层厚度的损失，回采巷道和采煤工作面开切眼均应沿煤层底板布置。3.2.5联络巷的布置回风巷用斜巷与回风大巷联接，运输巷用进风行人斜巷与大巷联接，上山以各区段用斜巷联系。 0.41253.2.6采区车场形式的选择 4.2.7.1采区上部车场：结合该处

32、具体情况，上部车场采用甩车场。具体形式见下图。4.2.7.1采区上部车场： 图3-1 上部车场 1-风窗 2-轨道上山 3-回风上山 5-绞车房 6-甩车道 7-回风大巷 8-绕道 9-风门 4.2.7.1 采区中部车场：该车场为绕道式甩车场，具体形式见图4-2-2： 图3-2 中部车场1-轨道上山 2-回风上山 3-运输上山 4-区段运输平巷5-石门 6-车场绕道 7-回风斜巷3.2.7采区硐室4.2.8.1采区煤仓：圆形垂直煤仓，净直径2m，高度为10m。（大巷布置在煤层底板下垂距为30m的岩层中）支护方式采用砌碹支护，壁厚300400mm。4.2.8.2绞车房：绞车房布置在围岩稳定、无淋

33、水、地压小、易维护的地点，应避开较大的地质构造、含水层，支护采用锚网。4.2.8.3变电所：由于采用上下山开采，并且采用采区式布置，将变电所设在轨道运输巷道的一侧（采区用电荷中心处），支护方式采用料石支护。主要尺存高度为2.5m，长度为16m，3的坡度，宽度为3.6m3.2.8采区千吨掘进率、采区掘进出煤率及采区回采率采区掘进巷道及其煤巷统计见表。表3-1 采掘进巷道统计序号巷道名称围岩形式支护方式巷道断面(m2)巷道长度(m)同类巷道总长度(m)净断面掘断面1运输上山砂岩锚喷13.9314.41100010002回风上山砂岩锚喷13.9314.41100010003轨道上山砂岩锚喷13.93

34、14.41100010004区段运输上山煤锚网13.9314.411550315505区段回风上山煤锚网13.9314.411550315506开切眼煤支架1515.8620010200合计岩巷3000煤巷 11300表3-2采煤巷统计表序号巷道名称巷道断面面积(m2)每m出煤量(t/m)巷道全长(m)全部出煤量(t)采总出煤量wt采千吨掘进率(m/kt)采掘进出煤率()1区段运输平巷14.4120.174465093809.115020.9521.542区段回风平巷14.4120.17446509380915020.9521.543开切眼15.8622.20420004440815020.9

35、521.54合计948699338.815022340.9521.543.3 回采工艺在确定采煤方法及回采工艺的类型的基础上，对首采区首先投产工作面回采工艺设计，回采工艺设计主要包括机械设备选型、确定作业方式、确定支护方式和采空区处理方法、绘制机械配备平剖面图、编制循环图表及工作面技术经济指标表。3.1.1综采工作面的主要设备表3-1 综采面主要设备表序号设备名称型号数量1采煤机MXA-300/4512刮板输送机SGZ-764/26413液压支架BC480-22/421334乳化液泵台MRB-125/32015端头支架ZT900/18/382006转载机SZB730/4027移动变电站KSGZ

36、Y18喷雾泵站XPB-250/551工作面长度为200m,煤层倾角平均为8.6,顶底板都比较稳定。走向长度为1550m，煤厚为4m，故采用一次采全高、全部垮落法管理顶板。机械配备平剖面图见下图（图32）。图32 机械配备平面图3.2.2工作面循环方式和循环作业图表的编制综采工作面一般以割煤、移架、推溜三个主要工序为主线。完成这三个工序即为完成一个循环。故常布置多循环方式组织作业，在册人数为104人，劳动组织表见表33。在安排作业方式时，必须把机械设备检修作为综采的一个工序，适当安排，保证检修时间。根据实际情况和设备检修能力，组织两班采煤，一班准备的三班作业制。表33 劳动组织表序号工种班次合计

37、一班二班检修1支架88162机组司机2243移溜工3364泵站司机1125电工1126溜子司机1127机组检修448支架检修449泵站检修4410电检修5511端头工661212溜子检修3313破煤工22414修护工151515记录员112416送料工4417班长111318井下保管112419材料员3320队长1113合计262648104综采生产、割煤和移架平行作业，无须单独回柱放顶时间。因此，准备班的工作量不是太大，主要是检修设备、更换易损零部件、前移转载机、回收运输和回风巷支架、平巷超前支护工作。在工作面还有如加固煤壁、扶正支架、整理工作面端头等。但这些工作可以平行进行，一般一班即可顺利完成。循环作业图表：见图3-4。图3-4 循环作业图表参考文献1.煤矿开采方法 张登明主编 2.采矿工程设计手册 张荣立主编3.煤矿矿井采矿设计手册 编写组4.综采技术手册 编写组5.现代采矿工程设计全书 金朝阳主编6.综采设备选型手册 孙文华主编 7.采掘机械使用与维护 查丁杰主编8.巷道施工技术 韩恒梅主编 9.矿山压力及其控制 钱明高主编 10.煤矿安全规程