采矿工程课程设计.doc

采矿学
课程设计

设计题目:采矿工程
助学院校:河南理工大学
自考助学专业:采矿工程
姓名:王晓飞
自考助学学号: 040213201321
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 …………………………1
基础条件 …………………………2
第一章 巷道断面设计 …………………………2
1 选择巷道断面形状选择 …………………………2
2.1确定巷道净宽度B …………………………2
2.2确定巷道拱高h0 …………………………2
2.3确定巷道壁高h3 …………………………2
2.4确定巷道净断面面积S和净周长P …………………………3
2.5用风速校核巷道净断面面积 …………………………4
2.6 选择支护参数 …………………………4
2.7选择道床参数 …………………………4
2.8确定巷道掘进断面面积 …………………………4
3 布置巷道内水沟和管线 …………………………4
4 计算巷道掘进 …………………………5
5 绘制巷道断面施工图 …………………………6
第二章 课程设计的收获和建议 …………………………8
参考资料 …………………………8

原始条件

井田境界：井田走向长度7000m，煤层倾斜长度1600m。
煤层埋藏特征：煤层厚度m1=2.9m，m2=2.8m；煤层倾角α=170，层间距H=10m；表土层厚30m，风化带深度10m；m1煤层顶板为砂质页岩，底板为砂岩；m2煤层顶板为砂岩，底板为粉砂岩；煤层埋藏稳定，井田无较大构造；地面标高+220m。
煤的容重：γ1=γ2=1.35t/m3。
矿井开采技术条件：矿井正常涌水量Q正=200m3/h；矿井最大涌水量Q大=300m3/h；矿井相对瓦斯涌出量q=7.5m3/d·t；煤有自燃性，自然发火期11个月；煤尘有爆炸性。

第一章 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
煤层埋藏条件：煤层厚度m1=2.9m，m2=2.8m；煤层倾角α=170，层间距H=10m；表土层厚30m，风化带深度10m；m1煤层顶板为砂质页岩，底板为砂岩；m2煤层顶板为砂岩，底板为粉砂岩；煤层埋藏稳定，井田无较大构造；
井田内的主要地质构造：断层性质和要素、褶曲分布形态。
矿井开采技术条件：矿井正常涌水量Q正=200m3/h；矿井最大涌水量Q大=300m3/h；矿井相对瓦斯涌出量q=7.5m3/d·t；煤有自燃性，自然发火期11个月；煤尘有爆炸性。
表1-1 煤层及顶底岩性特征
序

号
煤层

名称
倾角

（0°）
煤层
平均
厚度
（m）
层间
距

（m）
容重

(t/m2)
硬度

(f)
煤层
生产率

(t/m2)
围 岩
性 质
备
注
顶板
底板
1
M1
17
2.9
10
1.3

砂质页岩
砂岩

2
M2
17
2.8
10
1.3

砂质页岩
砂岩

1.2 井田范围及储量
1.2.1井田范围：沿走向长度、沿倾斜长度、井田内煤层面积。
1.2.2矿井工业储量：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。
1.2.3矿井工业储量
矿井设计储量储量计算的方法采用地质块段法和煤层底板等高线综合方法计算。储量计算公式为：
Z工业=∑s.d.γ.cosα式中：Z工业——矿井工业储量 s——块段水平面积 d——块段采用煤层的平均厚度 γ——煤的容重，取γ=1.4t/m3 α——每一块段的平均倾角
Z工业=7244.16万t
如表2-2-1矿井工业储量汇总表
地质开采条件
储量级
别比例（﹪）井型
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
40
35
25
35
40
20
25
15
第一水平内A+B级储量占本水平储量比例
70
60
40
60
50
30
40
不作具体规定
第一水平内A级储量占本水平储量的比例
40
30
15
30
20
不作具体规定
不要求
表2-2-1 矿井高级储量比例
2-2-2矿井工业储量汇总表
煤层
名称
工业储量（万吨）
备注
A
B
A+B
C
A+B+C

戊9-10
3769.92
2735.04
6504.96
739.2
7244.16
符合
总计
3769.92
2735.04
6504.96
739.2
7244.16
符合

1.2.4矿井设计储量
矿井设计储量既为工业储量减去设计计算的断层煤柱，防水煤柱，井田境界煤柱和地面建筑物、构筑物的保护煤柱，所占煤柱损失后的储量。
因矿区内村庄全部搬迁，无须保护煤柱，故储量为：
Z设计=Z工业-Z断层-Z防水
境界保护煤柱一般为20～30m，取20m，Z境界=93.24万t
防水煤柱：由于南部露头处风化带深128m，故风化带可兼作安全防水煤柱，另留2m煤柱隔离风化带、煤层与可采煤层。
Z防水=308.49万t
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，矿井井下主要巷道及上下山保护煤柱后乘以采区回采率即是矿井设计可采储量。
矿井中设计可采储量：Z可采=（Z工业-P）×C
式中：Z可采——矿井设计可采储量，万t Z工业——矿井工业储量，万t P——永久煤柱，工业场地，主要巷道保护煤柱之和，万t C——采区采出率，取0.95
工业广场保护煤柱计算：
根据«采矿工程专业实际教学大纲及指导书»表2-2矿井工业广场占地面积指标，年产90万t的矿井，工业广场占地面积指标为1.2公顷。则工业广场长310m,宽350m，根据《测量学》、《采矿学》、《开采损害学》有关知识及查《采矿设计手册》，利用垂直剖面法计算煤柱
保护煤柱计算公式：P工业=A平×m×γ/cosα
式中P工业——工业广场保护煤柱石， 万t A平——煤柱平面面积 m2 m——煤层厚度，m γ——煤的容重 1.4t/m3 α——煤层倾角α=50
查得该矿有关移动角分别为：下山移动角β=550，上山移动角ν=730，走向移动角δ=730，松散层移动角Ф=450，松散层厚度为15m。
如下表：
表2-2-3 工业广场保护煤柱设计参数表
煤层
倾角
煤厚（m）
φ

γ°
β

δ（ °）
埋深（m）
17
10
45
73
55
73
210
长方形abcd的面积为工业广场总占地面积，为310×350=108500m2
煤层在保护范围中央处的埋藏深度450 m,地面标高为零，松散层厚h=15m,煤层厚度3.0m，查表确定护围带厚度为15m。
作图如下：确定梯形ABCD的面积为保护煤柱压煤面积确定AD=720m，BC=640m，MN=920m, 计算得保护煤柱计算压煤储量为：P工业=（720+60）×920×1/2×3×1.4×1/cosα=263.75万吨

工业广场保护煤柱计算图2-2-3-2
因工业场地，矿井井下主要巷道等煤柱损失与井田开拓方式，采煤方法有关，起煤柱损失量待第三章井田开拓，第四章采煤方法缺点后才能确定。为了方便利用矿井可采储量初步确定矿井井型，上述永久煤柱损失与工业场地，井下蜘蛛眼巷道煤柱损失等可暂按工业储量的5～7%计算，本次设计取6%。
所以井下主要巷道保护煤柱压煤储量为：P巷道=Z工业×6%-P工业
式中：P巷道——巷道压煤储量 万tZ工业——矿井工业储量 万tP工业——工业广场压煤储量 万t代入数据得： P巷道=7244.16×6%-263.75=170.90 万t矿井设计可采储量：Z可采=（Z工业-P）×CZ可采=（7244.16-434.65）×0.93=6332.84 万t
矿井设计可采储量：矿井设计储量减去工业场地保护煤柱，矿井井下主要巷道及上、下山保护煤柱煤量后乘以采区回采率的储量。

1.3 矿井设计生产能力及服务年限
1.3.1矿井工作制度：根据《技术政策》第14条规定上，矿井工作日330天，每天净提升时间为14小时，其中两班生产一班准备，每班工作8个小时。

1.3.2矿井设计生产能力
矿井生产能力主要依据矿井地质条件，煤层赋存情况，处理开采条件，设备供应以及国家需煤等因素确定。
对于储量丰富、地质构造简单、煤层生产能力大、开采条件好的矿井应建设大型矿井。当煤层赋存深，表土层很厚，井筒需要特殊施工时，为扩大井田开采范围，减少开凿井筒数具节约建井工程和降低吨煤设资，以建设大型矿井为宜，而对于条件稍差的情况应考虑设计中型矿井。
依据井田资源条件和对资源的分析，具备中型矿井开发条件，同时结合按期生产，采掘接替应变能力，稳产和增产，为保障可持续发展的创造条件，综合评价初期投资少，吨煤投资和万吨掘进率低，经济效率好等技术条件，参考《煤矿设计手册》各类矿井型特征，初步确定矿井设计生产能力为90万t/a.
1.3.3矿井服务年限
矿井服务年限按下式计算：
T=Z可采/KA
式中：T——矿井服务年限，a
Z可采——矿井可采储量，万t
A——矿井生产能力，万t
K——储量备用系数，取K=1.4
代入数据得：
T=6332.84/（1.4 ×90）=46.91a
按设计规范规定，井型90万a/t的矿井的服务年限至少40a,T=46.91＞40a，故满足设计规范规定，初步确定该矿井生产能力为90万t/a.符合要求
第二章 井田开拓
2.1 井田内划分
根据目前开采水平,一般小型矿井走向长度不小于1500m,中型矿井走向长度不小于4000m,大型矿井走向长度不小于7000m。井田划分阶段时,阶段斜长要利于运输,通风,巷道维护等。在井田范围内,沿着煤层倾向,按一定标高将煤层划分为若干平行于走向的长条部分,每个长条部分成为一个阶段。通常将设有井底车场,阶段运输大巷并且担负全阶段运输任务的水平称 “开采水平”,简称水平。
根据矿区的地质长期条件,煤层赋存状态等因素,由于本矿煤层倾角南部较大为11°～15°，而背部较为平缓，为6°左右。故将矿区初步划分为二个水平，第一水平垂高200m ，含二个阶段，采用采区上下山开采，上山倾斜长910m10～80m,下山斜长750m，每个采区布置若干区段。第二水平垂高400m，包含一个阶段，采用条带式倾斜长壁采煤法倾斜开采。条带斜长上山部分一般1180m～1470m。在阶段内沿煤层走向划分若干个具有独立的生产系的带区，带区内划分若干个倾向分带，每个分带布置一个工作面，一个带区由两个分带组成。
初步设定第一水平服务年限的计算如下，根据公式：
T1水平=ZK1/（A.K）
式中：
T——第一水平服务年限，a；——第一水平可采储量，万t；A——矿井生产能力，Mt/a；K——储量备用系数，K=1.3～1.5，取1.4。
由此；
验算服务年限如下：T1水平=ZK1/（A.K）ZK1=3776.85×0.95=3588.01万t
T1水平=ZK1/（A.K）=3588.01/（90×1.4）=28.47>20a
第一水平服务年限符合要求。

井田划分为阶段(或盘区)，确定阶段斜长、阶段数目，或盘区上山或下山斜长。
确定水平数目、位置和高度，计算水平服务年限。
阶段内的布置方式及参数：采区、分段和分带。
2.2 开拓方案的选定
根据煤层赋存条件、开采技术水平，分析选择进入地下的方式，以及相应的井底车场型式。
根据上述所提出的水平数目、阶段内布置，井筒型式等，提出2～3个技术上可行的开拓方案(说明书附各开拓方案插图，图中标明井筒位置、深度、开拓巷道、通风系统等)，经过技术分析比较，选择技术上最优和安全性最好的方案。根据以上地质资料的分析,以及现有的生产开采技术,综合本矿的实际情况,提出以下两种的技术上可行的开拓方案。
2.2.3方案比较
1.分析：方案一：两水平延深开拓
优点：1）以充分利用原有设备和设施；2）提升系统单一，转运环节少，管理方便；3）经营费用低；
缺点：1）原有井筒同时担负生产和延深任务，施工与生产相互干扰；2）主井接井时技术难度大，矿井将短期停产；3）延深两个井筒，施工组织复杂；4）为延深井筒需凿一些临时工程；5）延深提升长度增加，能力下降，可能需更换提升设备；
方案二：立井两水平暗斜井延伸开拓
优点：1生产与延伸相互不影响；2暗斜井的位置，方向，倾角及提升方式均可不受原井筒限制；
缺点：1增加了提升，运输环节和设备；2通风系统复杂；3不便管理；4运转环节多；
一般适用于：
1）受地质及水文条件限制，向下延伸井筒不符合；
2）原有提升设备不能满足要求，又没条件更换提升设备；
3）延伸原井筒在技术上经济上不合理；
综合各方面情况，确定第二种方案比第一种方案在技术上难度上太大，不予考虑，重点对第一种方案和第二种方案进行经济比较。
2．方案的经济比较：
经济合理是指所选的方案，吨煤生产能力的基建投资少，特别是初期投资少，特别是初期投资少，劳动生产率高，吨煤生产费用低，矿井建设时间短，投资效益好，投资回收期短，利润高。计算各方案不同项目包括：基本建设费用，生产经营费用建井工程量和生产经营工程量。
在经济比较时，作以下说明:
1) 两种方案第一水平开拓几乎相同，故只对第二水平开拓（立井延伸和暗斜井延伸）不同项目进行比较。
2) 两种方案的各斜井巷布置基本相同，且这些斜井的掘进单价近似相同，即两方案条带斜长下山的巷道掘进费用相同，因此不作比较。
3) 立井﹑大巷、石门以及斜巷下山的辅助运输费用均按运输费的20%进行估算。
各方案工程量计算表
方案
项目
方案1
方案2
工程量 /m
工程量 /m
初

期
主井井筒
445
445
副井井筒
415
415
井底车场
350
350
运输大巷
1330
1330
主要石门
60
60
后

期
主井井筒
230
820（暗斜井）
副井井筒
200
820（暗斜井）
石门
850
——
井底车场
1000
——
运输大巷
1000
1000

基建费用表
方案
项目
方案1
方案2
工程量/m
单价/元每米
费用/万元
工程量/m
单价/元/米
费用/万元

初

期
主井
井筒
450
8294
379.8
450
8294
379.83
副井
井筒
415
8294
344.2
415
8294
344.2
井底
车场
360
2399
86.36
360
2399
86.36
运输
大巷
930
2249
209.1
930
2249
209.1
主要
石门
60
2000
12
60
2000
12
后

期

主井
井筒
230
10000
230
820（暗斜井）
4560
373.9
副井
井筒
230
10000
230
820（暗斜井）
4560
373.9
井底
车场
850
3500
297.5
——
3500
——
石门
160
2500
250
——
2500
——
运输
大巷
2600
2983
328.1
1100
2983
328.1

生产经营工程量表3-2-3
方案
项目
方案2
工程量
工程量
立井二水平提升/万t·km
1.20.253000
1.20.823000（暗斜井）
石门运输/万t·km
1.20.853000

排水/万m3
1000×24×365×25×
1000×24×365×25×

2.2.4 确定方案
经过计算，从表中可知：方案1费用与方案2费用多用了322万元，又考虑到，该矿井田下部有有含水层，暗斜井生产与延伸相互干扰少；系统简单且能力较大，可充分利用原有井筒的能力。因此，本设计最终确定选用方案2的开拓系统，即立井加暗斜井采区式开拓。

2.3 开采顺序
2.3.1开采顺序
在井田的范围内，采区的开采顺序采用前进式开采，从井田中央开始向井田两翼推进，采用上（下）山开采时，先开采上山部分煤层，后开采下山部分煤层。对于煤层先开采浅部煤层，后开采深部煤层。先开采优质煤，再开采次品煤。
根据以上所述原则，结合本矿井情况，确定先开采第一水平西翼上山部分的浅部煤层，然后开采东翼上山部分煤层，再开采西翼下山部分煤层，最后开采东翼下山部分煤层。第一水平煤层快开采完闭后，提前准备第二水平煤层，以保证工作面的接替的矿井的稳产，第二水平采用条带式开采，采用后退式开采即从边界向中央推进。
2.3.2同采区数目和回采工作面
2.3.2.1采区的生产能力应根据矿井的地质条件、煤层厚度，机械化程度和采区内工作面接通替关系等因素确定。本设计采用综合机械化采煤生产能力可达到95万t /a.
查表：
矿生产能力（mt/a）
采区个数（个）
2.4 3.0
2～3
1.5 1.8
2～3
1.2以下
1～2
根据表得出。
本矿井同时生产采区一个即可保证年产量
2.3.2确定达到设计产量时工作面总线长：
B=A.x/(∑m×r×L×K3)
式中：B——采区工作面长，mA——矿井设计年产量，t/aX——回采出率。可取0.9∑m——同采出煤数厚度，mr ——煤层容重KФФФ——工作面采出率，取0.95% L——年推进度 L=330
式中L=330 × n × I × Ф330——矿井年工作日，天n——晶循环数，个I——循环进度，M
由此：L=330n×I×Ф=1222.65所以：B=A×X/∑m×r×L×K3=169.6m
确定同采工作面个数N=B×n/L
式中:
N——同采工作面个数B——工作面总长n——同采煤层数L——回采工作面长度，mN=Bn×/L=169.6×1/170≈1因此，可确定同采区工作面为1个
2.3.2工作面配置
采区内同采工作面数目应根据煤层赋存条件特征，所确定回采工艺等确定。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：普采工作面为两个，不应该超过三个。因此，本矿设计同时生产采区一个，同时生产工作面为一个，采用综合机械化采煤方式进行回采。
2.3.2矿井产量的验算
式中：
An—矿井同采工作面产量总和，万t；mi—第i号工作面采高，m；Li—第i号工作面年推进度，m；Ii—第i号工作面长，m；γi—第i号工作面煤的容重，t/m3；n—同采工作面数，个；Ki—回采工作面采出率；
所以： An=3×170 ×1222.65 ×1.4×0.95=87.81万/t掘进煤量：An×10%=8.78
则实际产量为：96.59万/t大于A ，小于1.15A符合要求
确定同采工作面为一个，工作面总长为177m。

第三章 采煤方法
3.1 选择确定采煤方法
本矿井单一煤层厚2.9m , 煤层厚度m1=2.9m，m2=2.8m；煤层倾角α=170,煤尘爆炸性指数为23.4～26%，煤层顶板为砂质页岩，底板为砂岩；m2煤层顶板为砂岩，底板为粉砂岩；煤层埋藏稳定，井田无较大构造矿井正常涌水量Q正=200m3/h；矿井最大涌水量Q大=300m3/h；矿井相对瓦斯涌出量q=7.5m3/d·t；煤有自燃性，自然发火期11个月；煤尘有爆炸性。，结合上述可参照的采煤方法，确定在第一水平采用采区式单一走向长壁采煤法，在第二水平采用条带式采煤法。两个水平都采用一次采全部综合机械化开采，采空区用全部垮落法处理。
3.2. 1采区巷道布置
设计采区位置、主要参数。布置采区巷道是为了把回采工作面，矿井主要开拓巷道联系起来，构成运输、通风、动力供应、材料供应等系统，保证工作面连续不断的生产。
采区上山数目可根据采区生产能力和矿井地质条件确定，一般情况下两条，当采区生产能力较大，瓦斯涌出量较大的情况下，也可设置三条或四条。本矿井为低瓦斯矿井，该采区生产能力较大，故设计二条上山（轨道上山，运输上山）。本采区只有一组开采煤层，开采深度小，顶底板岩石比较稳定，硬质属中硬，用水量小，可考虑将回风上山布置在煤层中。煤层底板属中粗砂岩，将轨道上山和运输上山布置在煤层底板中，以保证巷道的搭接，便于物料和煤炭的运输。两条巷道都布置在采区中央。上山布置的倾角与煤层倾角基本一致，为12°，巷道断面形状为半圆拱形，采用锚喷支护，净断面积为16.17m2。
3.2.2区段平巷的布置
设计采区拟采用综采一次采全高，只需在区段煤层底板布置两条区段平巷，一条布置胶带运输机，负责运输工作面落煤，兼作进风巷，一条布置900mm标准轨道，负责辅助运输、行人兼作回风巷， 区段平巷断面面积为梯形，采用锚网支护，净断面积为10.4m2。
3.2.3联络巷的布置
采区联络巷主要用于采区上山与区段平巷之间的联络巷道。
(1) 采区轨道上山与区段回风平巷之间用采区车场和石门联络。
(2) 运输上山与区段运输平巷之间用溜煤眼联络。
(3) 采区轨道上山与区段运输平巷之间用采区车场和石门联络，但在石门中必须装设相互连锁的两道双向风门。
(4) 联络巷道断面形状为半圆拱形，采用锚喷支护方式，净断面积为6.17m2。
3.2.4采区内同采工作面的个数及位置
在首采区内，设计一个采煤工作面即可满足整个矿井的产量。首采工作面位于首采区的左翼最上部，西、南面均为井田边界，所采煤层为全矿井最浅部分，首采工作面投产的同时，开始准备右翼的工作面，一般应按对角跳采的顺序安排，工作面的总长度为177m。
3.2.5采区车场形式选择
1.采区上部车场形式选择
采区上部车场的选择，主要是根据绞车房的布置和维护条件，当阶段回风巷以上为采空区和松软风化带时，采用平车场。设计采区紧邻松软风化带，可采用平车场作为采区上部车场。如图4.2.8.1所示

1——运输上山 2——轨道上山 3——回风石门 4——回风大巷 5——绞车房 6——甩车场
图4.2.8.1采区上部车场示意图
2.采区中部车场形式的选择
开采单一薄及中厚煤层，多用绕道式车场，故本设计采区中部车场采用绕道式车场。如图4-2-8-2

1—轨道上山 2——运输上山 3——区段回风巷 4——绕道 5——风门
如图4-2-8采区中部车场
3.采区下部车场形式的选择
采区下部车场由采区装车部和辅助提升下部车场组合而成，本设计采区在大巷运输采用装车线路通过式下部车场，辅助提升下部车场采用卧式底板绕道车场。如图4-2-8-3 采区下部车场

1——轨道上山 2——运输上山 3——下部车场（绕道） 4—— 运输大巷 5——采区煤仓
图4-2-8 采区下部车场
3.2.6采区硐室
采区硐室包括：采区煤仓、采区绞车房和采区变电所
3.2.6.1采区煤仓
采面煤仓选择井巷式的垂直式煤仓，圆形断面，直径4m，高度为26m，确定其合理的煤仓容积，煤仓容量取决于采区生产能力，而采区生产能力为103.3t/a，故采区煤仓的容积拟定为450t。
煤仓的支护方式：煤仓与大巷连接处必须加强支护，在煤仓下部收口处四周敷设数根钢梁，灌入混凝土与大巷支护连为一体。煤仓硐室采用混凝土砌壁，壁厚为400mm。如图4-2-9-1采区煤仓

1——上部收口 2——仓身 3——下口漏斗 4——溜吸闸门
图4-2-9：采区煤仓
3.2.6.2绞车房
应选择在围岩稳定，无淋水，矿压小和容易维护的地点。在满足施工安装和提升运输要求前提下，绞车房应尽量靠近变坡点，以减少工程量。
绞车房的高度为3.5m，断面形状和支护设计为半圆拱型。采用锚喷支护，喷厚100㎜。
变电所
采区变电所是采区供电的枢纽，合理确定采区变电所位置及尺寸是保证采区正常生产，减少工程费用的措施，变室应设在采区用电负荷的中心，并靠近有轨道运输的巷道。同时采区的工作面应采用移动变电站。
采区变电所采用不可燃材料支护，且采用锚喷支护的形式，地板采用水泥混凝土。高出邻近巷道200m～300m,要有3%的坡度，以防矿井水流入室内，硐室内一般不设电缆钩，电缆沿墙敷设，电缆穿过密闭门处需要套管保护。
3.2.7采区生产系统包括：采区运输、通风、供电系统及选用设备型号。
采区运输系统
运煤路线：工作面——刮板输送机——转载机——区段运输平巷——区段溜煤眼——运输上山——采区煤仓——运输大巷——井底车场——主井——地面。
运料及设备路线：地面——副井——井底车场——石门——运输大巷——采区下部车场——轨道上山——上部车场——工作面。
新鲜风流路线——副井——井底车场——石门——运输大巷——采区下部车场——运输上山——区段运输平巷——工作面。
乏风路线——工作面——区段回风巷——回风石门——总回风大巷——风井
掘进工作面所需风流由局部风扇供给。
供电系统
高压电缆由井底中央变电所经运输大巷——采区下部车场——轨道上山——采区变电所——供给移动变电站——各点用电设备
供水系统
采掘工作面平巷及上山输送机转载点所需的防尘喷雾用水分别有地面储水池以专用管路供
本节附采区巷道及设备布置平面、剖面图(比例1∶1000或1∶2000)。
3.3 回采工艺及安全技术措施
3.3.1 回采工艺 工作面煤层倾角为17°，煤层厚度为m1 2.9m ，m22.8m. 顶底板属中等稳定类型。根据煤层和顶板条件，选择合理型号的采煤机，运输机和液压支架。在选择的时候注意三大设备以及运输顺槽的运输和其他设备在生产能力和空间上的配合。
根据本采面的具体情况，选择设备如下：
采煤机参数表4-3-1
型号
采高（m）
截深（mm）
倾角（°）
滚筒直径（m）
功率（kw）
MXA-300/3.5
1.6～3.5
600
0～25
1.4
300

刮板输送机参数表4-3-2
型号
长度（m）
运输能力（t/h）
刮板链速（m/s）
链条形式
SGD-730/320
170
700
0.92
中双链

压支架参数表4-3-3
型号
支撑高度（m）
中心距（mm）
工作阻力/初撑力（kw）
适应倾角（°）
ZZ4000/17/35
1.7～3.5
1500
4000
<15

SZZ—730/160型转载机 SDJ—150型可伸缩式胶带输送机 PCM132轮式破碎机
KSGZY—300/4型移动变电站
采煤机进刀方式：双向割煤往返一次割两刀，完成两个循环。整个工作面倾向长170m.
进刀方式：工作面端部割三角煤斜切进刀方式。
3.3.2 安全技术措施：根据设计矿井瓦斯涌出量、煤尘爆炸性、煤尘自然发火、矿井涌水等自然情况，依据实习矿井在防治灾害的经验、《煤矿安全规程》的有关规定，提出具体的，并有针对性的矿井主要安全措施。
该矿为低瓦斯矿井，煤尘有爆炸性，自燃发火11个月。矿井由于开采深度较大，地温高，为了改善井下工作条件，需要进行降温调节井下空气。作好“一通三防”的安全工作。

编制工作面循环图表：确定循环方式和作业形式，编制循环作业图表，劳动组织表。
本节附采煤方法示意图(插图)，内容包括工作面布置图、顶板管理说明图、爆破说明图表、循环作业图、劳动组织表、工作面主要技术经济指标表。

3.4作业方式
表3-4-1劳动组织表如下：
序号
工种
班 次
合计
一班
二班
检修班
1
机组司机
3
3

2
2
移架工
6
6

12
3
泵站司机
1
1

2
4
电工
2
2

4
5
机组检修

5
5
6
支架检修

5
5
7
泵站检修

2
2
8
电检修

6
6
9
端头工
3
3

6
10
溜子检修

3
3
11
维修工

5
5
12
记录员
1
1
2
4
13
送料工
2
2
5
9
14
班长
1
1
1
3
15
井下保管
1
1
2
4
16
材料员
2
2
3
7
17
队长
1
1
1
3
合计

22
22
42
86

图3-4-2正规作业循环图

表3-4-3主要技术经济指标
顺序
名 称
单 位
指 标
1
矿井设计生产能力

⑴
年产量
Mt
0.90
⑵
日产量
t
3000.0
2
矿井服务年限
a
46.91
3
矿井设计工作制度

⑴
年工作天数
天
330
⑵
日工作班数
班
2
4
煤质

⑴
牌号

中灰低硫贫瘦煤
⑵
灰分A
%
0.524.1
⑶
挥发分V
%
0.5
⑷
硫分S
%
0.5
⑸
水分W
%

⑹
发热量Q
J/g
6315
5
储量

⑴
地质储量
万t
7244.16
⑵
可采储量
万t
6332.84
6
煤层情况

⑴
可采煤层
层
1.00
⑵
可采煤层总厚度
m
平均3.5m
⑶
煤层倾角
度
11～15
⑷
煤的容重
t/m3
1.4
7
井田范围

⑴
走向长度
km
5.5
⑵
倾斜宽度
km
3.2
⑶
井田面积
km2
17.6
8
开拓方式

立井多水平开拓

图3-4-4工作面布置图

参考资料
[1] 吴再生等编. 井巷工程[M].北京：煤炭工业出版社，2005
[2] 刘刚.井巷工程[M].徐州：中国矿业大学出版社，2005
[3] 东兆星等编.井巷工程[M]. 徐州：中国矿业大学出版社，2004
[4] 国家煤矿安全监察局.《煤矿安全规程》（修改）. 2013

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