采矿专业毕业论文

1、辽宁工程技术大学成人教育学院毕业设计（论文）0 前言清水煤矿于2002年进行改扩建，到2003年末已基本结束，改扩建后的矿井各生产环节能力经过核定为90万吨/年。目前，矿井生产采区为南二采区，布置1个综放工作面，2个掘进工作面，预计年可生产原煤90万吨，现生产采区（南二采区）尚有资源储量2653.34万吨，其中，村庄压煤1299.49万吨，设计可采储量426.907万吨，采区掘进总工程量5073米，预计施工期28.1个月，服务年限为3.65年。 在设计过程中，得到了老师的指导和同学的帮助，在此表示感谢，并请老师对我的设计多多的批评指教。第1章 矿区概述及采区特征1.1矿区概述1.1.1 交通位

2、置沈阳煤业（集团）清水煤矿有限责任公司位于沈北煤田东南部，井田边界东起蒲F1-5号断层，西至15勘探线，北至煤层露头，南至煤层最低可采边界线，隶属沈阳市沈北新区清水台镇管辖，矿区位于沈阳市北33公里。其地理坐标为：东经：123°3106123°3609 北纬：41°565041°5932交通：井田西8有长大铁路，近站点有新台子、新城子和虎石台站，矿区专用铁路在新台子与长大铁路接轨，原煤由新台子发往各地。102国道在井田东部境内通过，京哈高速公路距离井田东部边界0.5，井田西1有203省道，矿区交通极为方便。1.1.2 地形地貌清水井田均为第四系覆盖，地形

3、略有起伏，北东偏高，地表标高70m76m，中、西部偏低，地表标高60m65m，井田内有孙家洼、四家子、松树坟、蔡台子四个自然村。井田内水系不甚发育。南有大龙河，发育于东部山区，由东至西流入辽河，河床切割深度10m左右，河床宽1020m。最高洪水位62.5m，属季节性河流，枯季水深不足1m。北部有小龙河，发源于东部山区，由东至西流入辽河，季节性河流，枯季水量甚少。1.1.3 采区内的地质构造（1）区域构造沈北煤田位于东西向构造杨连屯高台山凹陷与新华夏构造、新台子营口凹陷交接复合部位。煤田内东西向构造形迹明显。北部有珠尔山三面船老河土凸起，南部有沈阳凸起，做为煤田的南北边界，煤田东邻新华夏系第二隆

4、起带、西为新华夏系新台子大民屯断裂，东西向构造与新华夏系构造相复合控制了煤盆地的生成，保存与展布。煤盆地长轴为北东向。由于边界构造条件及东西向构造从基底就起了潜伏性的阻限作用，显示区内次级断裂，褶区构造集中，稀疏和片断型式出现。构成沈北煤田基本格架。（2）断裂本区主要受新华夏系构造的控制、在南北直线扭动应力受到东西向构造阻隔而产生旋扭作用，围绕潜伏性的东西隆起，形成旋扭形式。产生一系列低级别非连续性的一群弧形断裂构造形迹。表现方向：从北部的杨连屯径洋河等地的F1、F3 、F10等断裂为东西向、转为北70800东。继径西部的马孤家子FA断层，大桥西断层近南北方向，往东古城子、孙家洼子一带近东西向

5、，渐变为北东东及北30100东向的弧形构造，从北部前屯二井北30600东，向南至蒲河矿由北70800东逐步渐变为北75850东方向，或近于东西向的弧形构造趋势，基本和区域构造规律相一致。（3）褶曲由北向南为：新城子向斜：轴向近于煤田东北部侯三家子、新城堡、道树子一带北305°东，向斜南翼倾向北西，倾角最大20°，往中部渐变缓；西北翼倾向南东倾角不清，据地震资料反应基底深度约1200m以下。望花台大桥背斜：位于望花台、孟家屯、大桥一线，轴向北8085°东，两翼倾角10°15°左右。在大桥堡与望花台之间略呈一宽缓“马鞍”型构造，基底由轴部400m向

6、两翼逐渐增深。蒿甸子向斜：位于煤田南部古城子蒿甸子一线。向斜轴向近东西，近蒿甸子转为北75东，至树林子煤盆边缓抬起消失。周长13公里，向斜北翼倾向南，倾角小于15°，根据钻探资料轴部基底埋藏深度约在1000m。（4）构造特征该层基底呈缓波状起伏。含煤建造受其古地理控制。煤盆地边缓形态与其新华夏系第二隆起带凸凹地形相依附、西部受新台子大民屯同生主干断裂控制，形成西部坳陷较深，东部较浅的构造盆地。含煤盆地内构造形迹为一旋卷构造。大致围绕望花背斜（可视为砥柱）有一系列背斜。断裂呈弧形环状展布。由于扭应力的作用，周围岩石发生相对旋扭运动，引起岩石变形和破坏，生成环状构造形迹，这些压扭性背、向

7、斜构造和较为显著的张性兼扭性断裂，组成的旋回面及旋回层，并不连续，而是相互断裂排列。其外旋转为顺时针方向展开不完全封闭，形成一埂子，沿望花清水台的东北方向延续。该层含煤建造岩性较软，地层较为平缓。当扭动力作用时，岩层产生塑性应变和扭动位移影响、出现“新月形”平缓次级向斜。如在大桥、望花台间的“马鞍型”构造。北西南东方向展布望花台北部与洋河，南部蔡台子与古城子之间有“新月形”深沟。（亦可能是同生或后期断裂造成的）。另外，在环状断裂的两侧有低序次的分枝断裂。宏观全区，这些不同形式，规模的构造，略有向同一方向收敛和向另一方向散开的趋势。1.1.4水文地质 本区煤层赋存较稳定，可采煤层主要有甲组一号层

8、，煤厚一般在3.m10m之间；甲组二号层，煤厚一般在6m23m之间；局部存在乙组三号层，一般不可采。1.2煤层质量及煤层特征本井田位于沈北煤田的东南缓、望花台大桥背斜的南翼，蒿甸子向斜的北翼。含煤岩系走向北西，倾向南西、倾角5°15°。基本上为一向西南倾斜的单斜构造，但局部有一次一级的褶区构造。本井田断裂构造发育，受断裂错动的影响，在局部地段岩层产状发生转动呈北北东向、倾向南东东，有的地段，岩层呈弧形弯曲，构成小旋转构造由于岩层产状较简单、褶区构造不发育只对断裂构造作以说明。（1）构造体系及特征井田东部边界断层F蒲1，西部边界断层F蒲21两个断层均为区域性断层。这两个断层控

9、制制约着整个井田的构造格局。即井田内的断层均是上述断层的次级构造或派生构造，由于断裂规模及序次不同组合，综合在一起，又将整个井田大致以500m至800m的间距，分割成几个地质块体，并各自构成独立的次级构造体系。这几个小体系均为上述断层的派生构造或次级构造。它们之间呈斜列状产出，并有镶嵌斜割之现象。这些小体系均由入字形断裂组合而成帚状构造。分述如下：F1 F蒲21块段位于井田西北部，均被生产巷道揭露与控制。主干构造为F1号断层。呈弧形曲弯状。断层南段走向为北70°80°东。中段向南弧形突出，向北以北30°东方向平直延伸。次级断裂或派生构造均分布在主体断层弧形弯曲的内

10、侧。主体断层与支断层的组合，构成了向东北方向收敛，向西南方向撇开支断层发育的帚状构造。支断层为F12、F18、F19号断层等。F30F1块段位于生产区北部。被生产巷道揭露与控制主干断裂为F30号断层。其它断层均为F30号的断层派生断层。展布于F30号断层弧形弯曲的内侧。主干断层产状及规模变化较大，西南端走向近东西，向南倾斜，倾角60°，落差5070m。于8勘探线转弯向北35°东方延伸，倾向南东，倾角35°左右，落差2550m。此断层西南部规模较大，东北部规模较小。支断层与主干断层组合在一起构成向东北方向收敛，向西南方向撇升的帚状构造。支断层与主干断层基本呈35&#

11、176;左右夹角斜交。走向也基本随同主干断层裂作弧形弯曲。其主要支断层有F24、F33、F35、F32、F30-7等断层。一级支断层往下仍有次一级支断层，构成断裂构造呈树枝状，网格状密集呈现。给生产带来很大困难，使得煤层完整性遭受破坏，F30号断层以北无较大工作面。F9F30块段位于井田中部，为现生产区，主干断裂为F9断层。东盲二片二石门揭露，该断层弯曲值较小，成较开阔平直的“S”型展布。走向变化不大，为北25°35°东，倾向北西，倾角70°，落差2050m，只能干部小断层发育，支断层有F10、F9-1、F9-2、F9-3、F9-4等断层。支断层与主干断层组合成向

12、东北收敛，向西南方向撇开的帚状构造。支断层集中在上盘西北方向，下盘支断层较少。断层规模无论主干断层或支断层，东北部较大，而西南部较小至尖灭。F75F9块段位于井田东部。主干断裂为F75断层走向北31°东，倾向南东、倾角70°、落差2090m。支断层发育在断层的下盘。呈30°左右的角度斜交于主干断层。支断层有F75-1、F75-3、F75-4、F75-5断层组合形式，东北收敛，西南撇开。F蒲1-5F75-5块段接近于井田东部边缘，主干断裂以F蒲1-5为主，（东部边界断层）。南部呈弧形、由纬线50000向北平直延伸。倾向北西西，倾65°，落差2298m，支断

13、层为F76、F77两条断层，断层组合形式成“弓”型。因位于井田边界，控制程度较低，因而表现在构造格架较为简单。西南部位于12勘探线以西至15勘探线。本区断层以北西向为主，断层基本以500m左右的距离产出，井田内延伸较短，均为F蒲2-1断层的派生断层。主要有F80、F82、F84、F86、F87等断层。（2）断层产出特征井田内断层均为正断层。断层多数呈弧形弯曲状产出，支断层基本展布于主干断裂的西北侧。支断层靠近主干断层规模较大随离主干断层距离加大而变小至尖灭。生产实见断层，破碎带较窄，上盘岩层破碎，小断层多。断层下盘，岩层完整，小断层少。12勘探线以东段层以北东方向为主，向东北密集，向西南撇开至

14、尖灭。12勘探线以西，以北西向断层为主，基本等距出现向东变小至尖灭。12勘探线附近北东，西北向断层均在此处尖灭。东西向断层分部在井田中部，有F88、F83、F89、等断层，大部分被北东方向断层所切割。 主要断层一览表 表1-3断层号走向倾向倾角断距确定依据控制程度备注F30N45-80ESSE65°1570-220西一、二石门，东1-5回风道，东1-3回风道实见可靠断层均为正断层F30-6N67WS65°1050-260西一石门下山，东一石门实见可靠未 采F9N35EN45°70°2050东-180二石门实见，古14孔缺煤层，古7孔缺动物化石层30m，1

15、号孔与古112孔，古71孔与78孔反向可靠未采区F75N31ESE75°2090古106孔缺煤层，9017孔与433孔，721孔与8403孔煤层标高与沉积规律不符较可靠未采区F75-8N80EE65°2552古76孔，古60孔实见。可靠未采区F76N35EN70°1575450孔与古7孔，737孔与428孔，煤层标高与沉积规律不符推断未采区F77N45ESE70°3555古2号孔与古30号孔，737号孔与428号孔煤层标高与沉积规律不符推断未采区F79N13WSE74°2580古25号孔缺动物化石层，古43号孔缺植物化石层，古113号孔缺煤层可

16、靠未采区（3）井田内构造情况清水井田地质构造复杂、以断裂构造为主。井田内共有断层115条，每平方公里9.2条，大于50m的断层16条，30m至50m的断层12条，落差大于30m的断层共28条。在核实区范围内，落差大于30m的断层共17条，其中可靠的9条，较可靠的6条，不可靠（推断的）2条，5m到30m的断层井田广泛分布。1.2.1 煤质及物理性质（1）煤层本井田为一隐伏煤田，煤系地层均为第四系覆盖，煤层赋存下第三系杨连屯组大桥段下部植物化石层之下，凝灰岩、杂色泥岩之上，煤层赋存深度20900m，含煤地层主要由煤层、油页岩、深灰色泥岩、粉砂岩、砂岩组成，煤层自上而下为甲组一号层、甲组二号层、乙组

17、三号层三个复合煤层，可采煤层为甲组一号层和甲组二号层，乙组三号层零星分布，仅局部见可采点。（2）可采煤层甲组一号层该层沉积稳定，全井田发育，结构简单，顶板为油页岩，井田东部为粉砂岩、底板为化石层、岩性为泥岩、粉砂岩、砂岩、煤组厚0.6214.5m，平均厚6.73m，由12个分煤层组成。可采厚度112.33m，平均4.85m与甲组二号层间距0.125m，北部层间距大、南部小。甲组二号层甲组二号层变化较大，按其结构特征，可分为上下两段，上段分煤层集中矸石较薄，全区发育，沉积较稳定，下部受其古地理条件的影响，结构复杂，局部缺失。该层厚度变化较大，夹矸最大8.16m，煤组厚0.1830.11m，由14

18、0个煤分层组成，平均厚度17.86m。可采厚度1.0423.77m，平均7.49m。与乙组三号层间距0.88.52m。顶板为化石层，底板为杂色泥岩及吕土质泥岩。（3）可采层分布特征总体看可采煤层的分布与地层走向基本一致，呈北东向展布、东薄西厚、南薄北厚。 可采煤层的分布特征表 表1-4煤层号厚 度最小-最大平 均煤层间距最小-最大平 均可采点数煤层结构顶板岩性底板岩性可采程度稳定程度甲11.0012.334.850.125.3150较简单油页岩泥 岩粉 砂 岩全区可采较稳定甲21423.777.494.34156复 杂泥 岩粉砂岩全区可采不稳定（4）煤质本井田为一组间距较小的复合煤层，可采煤层

19、为甲组一号层和甲组二号层，甲1可采厚度平均4.85m，甲2可采厚度平均7.49m，区内无岩浆活动，煤的变质以区域变质为主，从煤的物理性质看全区变化不大。从化学分析及工艺性能试验结果来看，该井田为特低灰煤，不粘结，低硫低磷，富油煤。灰熔点为难熔至高熔灰份，中等热稳定性；灰渣为中等至难熔区，并且有较强的化学性等特征。煤组综合化学指标：水份（Mad）平均10.88%。灰份（Ad）平均20.81%，属中等灰分。精煤3.7214.69% 平均7.24%。挥发份（Vadf）平均47.11%。发热量（Qgr。d）平均21.01 MJ/kg，属高热值褐煤。硫（Sd） 平均0.62%，属低硫。磷（Pd）平均0.

20、009%。胶质层（Y）为0，属低磷。碳（Cr）平均74.44%。1.2.2顶底板岩性顶板：无伪顶，直接顶为油页岩，沉积稳定厚度为2030m，灰褐色，以泥质成分为主，层状结构、易风化，风化后呈片状、干后粉碎崩裂，不易维护。底板：以泥岩、凝灰岩为主，局部煤层底板直接和石英岩接触。泥岩、灰白色，厚度在6m左右。在往下为凝灰岩，致密坚硬，贝壳状断口。灰色、灰白色。含水较大时硬度较低。石英岩白色，矽子胶结致密坚硬。1.2.3瓦斯赋存状况及煤的自燃性根据辽宁省煤炭工业管理局关于对沈煤集团公司2010年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复（辽煤生产2010348号），清水矿属低瓦斯矿井（批复按高瓦斯

21、矿井管理），矿井相对瓦斯涌出量8.38m³/t，绝对瓦斯涌出量16.15m³/min。 矿井瓦斯等级鉴定表 表15瓦斯等级瓦斯涌出量二氧化碳涌出量相对（m3/t）绝对（m3/min）相对（m3/t）绝对（m3/min）低8.3816.151.573.02根据辽宁省煤炭工业管理局（辽煤生产2010348号）瓦斯鉴定文件的批复及开采甲2煤层的煤尘爆炸性试验委托煤科研究总院抚顺分院鉴定情况结果见表： 煤尘爆炸性鉴定表 表1-6煤层名称工 业 分 析（%）火焰长度m/m岩粉用量（%）爆炸性结论水份Wf%灰份Ag%挥发份VfVr甲2煤层10.646.5036.7344.32>4

22、0070强爆炸根据辽宁省煤炭工业管理局（辽煤生产2010348号）瓦斯鉴定文件的批复及开采甲2煤层的自燃倾向性试验委托煤科研究总院抚顺分院鉴定情况结果见下表： 自燃倾向性鉴定 表1-7煤层名称分析项目自燃倾向性检验检验结果水份（%）Mad灰份（%）Aad挥发份Vdaf全硫%（St.d）真密度TRDg/cm3吸氧量ml/g.干煤自燃倾向等级甲2煤层10.646.5044.321.390.72类容易自燃第2章 井田境界及埋藏量2.1 开采水平的设计南二采区开拓方式为片盘开拓，由-450水平布置三条下山。其中第一条为皮带下山，断面11.97平方米，倾角-12°30，延伸到-520水平，承担

23、运煤（入风）。第二条为材料下山，断面9.98平方米，倾角-14°30，延伸到-510水平，承担运料（入风）。第三条为回风下山，断面9.98平方米，倾角-12°20，延伸到-510水平，承担回风。-450水平布置一条大巷，与皮带下山和材料下山、回风下山相通，回风下山与专用回风巷相通。2.2 水平的大巷布置 大巷的主要任务使担负煤矸、物料和人员的运输，以及通风、排水、敷设管线。对大巷的基本要求是便于运输，利于掘进和维护，能满足矿井通风安全的需要。根据矿井生产能力和地质条件的不同，大巷可选用不同的运输方式和设备，而不同的运输设备对大巷提出了不同的要求。合理的大巷布置可以节约基建投

24、资，加快矿井建设，有利于井下运输和巷道维护，为合理布置采区和井下生产创造良好的条件。第3章 矿井产量、服务年限3.1采区资源储量： 2653.34万吨 其中：村庄压煤 1299.49 万吨 占49% 地质损失 398.0万吨 占15% 设计损失 528.943万吨 占20%3.2采区可利用量：2653.34-(1299.49+398.0+528.943)=426.907（万吨）3、采区服务年限：南二采区设计能力90万吨/年，利用现有生产系统可服务年限为：426.907÷（90×1.3）=3.65年生 产 能 力 安 排年 度2011年2012年2013年2014年产 量90

25、万吨90万吨90万吨58万吨第4章 井田开拓4.1采区段形式及尺寸的划分南二采区是目前矿井生产采区，位置在-450水平延深部位。南二采区北起F30断层，南至QF83断层，西起F蒲2-1断层，东以现南一采区采空区（原-310公用皮带下山）为界。走向长1500米，倾斜宽1140米，面积1.69平方公里。4.1.1井底车场形式的选择及硐室概况井底车场是连接井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称，是连接井下运输和提升两个环节的枢纽，是矿井生产的咽喉。因此，井底车场设计得是否合理，直接影响着矿井的安全和生产。4.1.2井底车场的形式 运输大巷采用胶带运输，主井的提升设备采用皮带，副井的提升设备采用

26、绞车。4.1.3 井底车场硐室井底车场硐室为主井煤仓及装载硐室、中央变电所、中央水泵房、火药库，具体位置见井底车场平面图。1.主井煤仓及装载硐室根据规范规定，矿井的煤仓容量为Qmc=（0.150.25）Amc 式中， Qmc井底煤仓容量 Amc矿井日产量0.150.25系数，大型矿井取大值，小型矿井取小值,本设计取0.25则井底煤仓容量为：Qmc=0.25×4000=1000(t)图45煤仓为斜式2.中央变电所和中央水泵房 中央变电所和中央水泵房联合布置，便于使中央变电所向中央水泵房供电距离短，中央变电所和中央水泵房建成联合硐室，具体见开拓图.第5章 采区巷道布置5.1采区巷道布置南

27、二采区是目前矿井生产采区，位置在-450水平延深部位。南二采区北起F30断层，南至QF83断层，西起F蒲2-1断层，东以现南一采区采空区（原-310公用皮带下山）为界。走向长1500米，倾斜宽1140米，面积1.69平方公里。5.2 采煤系统5.2.1运煤系统运煤系统：工作面落煤工作面运输顺槽520皮带运输上山南二采区皮带上山南二采区运输大巷450皮带上山310主石门皮带井地面。5.2.2运料系统运料系统：原副井、副提升井100大巷中盲斜井310大巷450轨道上山450运输大巷（机、轨合一）南二采区材料上山510材料道南二05#回风斜上工作面回风顺槽。第6章 采煤方法及工艺6.1采煤方法的选择

28、规范规定，选择采煤方法，应根据煤层赋存条件，开采技术条件，地面保护要求，设备状况及其发展趋势，以及安全产量效率成本和煤的回收率等因素，经综合技术经济比较后确定。大型矿井应以综合机械化采煤工艺为主。6.2选择的依据1.矿井地质构造、煤层厚度、煤层倾角、层数、层间距、硬度和有无矸石等，以及顶底板岩性、瓦斯、煤尘、水文地质、自然发火等情况，煤层的开采关系以及地面井下开采关系等。2.国家关于煤炭生产的方针政策。3.采煤机械化程度、设备适应条件。4.邻矿或相似矿井的采煤实践经验。6.3选择的要求1.煤炭资源损失少，采用正规采煤方法。2.安全及劳动条件好。3.便于生产管理。4.材料消耗少。5.尽可能采用机

29、械化采煤，达到工作面高产高效。6.4采煤方法采煤方法采用长壁后退式综合机械化放顶煤全部垮落方法，工作面为液压支架支护。6.5采煤机械的选择和回采工艺的确定6.5.1采煤机械的选择规范规定，大型矿井应以综合机械化采煤工艺为主，综采是回采工艺的重要发展方向，它具有高产高效安全低耗及劳动条件好，劳动强度小的优点。要实现综采必须配备成套设备，特别是把工作面“三机采煤机，刮板输送机，液压支架”配套搞好，否则综采生产将无法进行，因此也不能取得好的经济效果。根据设计工作面煤层赋存情况和生产能力选择综采机组设备。回采工作面下顺槽运输设计SDJ-150落地皮带和转载机，上顺槽设计无极绳绞车运输物料，绞车型号为J

30、WB-110J。工作面主要设备表采 煤 机MG-250/600-AWD转载机SZZ-764/200输送机液压支架ZF4800/16/31型破碎机PCM-1000型锤式破碎机工 作 面运 输 机SGZ-764/400运输机（前、后各一台）皮带机SDJ-150胶带输送机6.6回采工艺的确定 采用综合机械化回采工艺。 回采工艺选择的原则： （1）尽可能使用机械采煤，达到工作面高产高效。（2）劳动安全条件好。（3）煤炭损失少，回采率高。（4）材料消耗少，成本低。a综采面双滚筒采煤机割煤方式 ：经考虑顶板管理，移架，倾角大等因素，工作面采用单向割煤，往返一次割一刀。b综采面采煤机进刀方式：采用工作面端部

31、斜切进刀时，其进刀过程如下：(a)当采煤既割至工作面端头时，其后的输送机槽以移进煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤（图6-4-1a）(b)调换滚筒位置，前滚筒降下，后滚筒升起，并沿输送机弯曲段反向割入煤壁直至直线段为止，然后将输送机移直（图6-4-1b）(c)再调换两个滚筒上下位置，重新返向割煤至输送机处（图见6-4-1c）(d)将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒。返程进入正常割煤（图6-4-1-d） 图61工作面端部斜切进刀(a)起始 （b）斜切并移直输送机 （c）返向割三角煤 (d)开始正常割煤1.综采面双滚筒采煤机2.刮板输送机图6-1 工作面布置图6.7顶板管理1）工作面顶板管

32、理 根据工作面煤层厚度，顶板岩性等，确定使用BY3600-25/50型支撑掩护式液压支架管理顶板，最大控顶距4.5m，最小控顶距3.8m。支架对底板压力0.61mpa，小于煤层抗压强度 1.1 mpa ，因此，型液压支架能满足工作面的支护要求。 2）采空区的顶板管理采空区的顶板管理采用全部垮落法，若顶板通过支架切顶不能自行塌落，要求采用爆破法强迫放顶。初次放顶垮落步距在25m，则初次放顶在20m处进行。 采空区顶板在工作面推进过程中一般随采随放，当悬板面积超过5×10平方米时必须强制放顶，一般每班检修时用岩石电钻在主顶梁前端打孔，装药，放顶。6.8循环方式的选择及循环图表的编制采煤工

33、作面采用图表制，两班半采煤，半班检修，工作面端部斜切进刀，往返割一刀，采煤班第一班班割煤2刀，第二班割煤2刀，第三班割一刀煤半班检修，顶板及时支护。工作面交接班时间不计入循环图表，采煤工作面循环图表图626.9循环方式的选择回采工作面中的循环作业是回采工作面在规定时间内保质，保量，安全的完成“采装运支控”这样一个采煤全过程，综采工作面以移架为标志。1.工作制度工作面采用三采一准的“四六”工作制，采煤机每班割煤两刀，准备班进行机电维修。2.劳动组织劳动组织采用分段作业方式，这种组织方式采用综合工种，将工作面按长度划分为若干段，每段由一个采煤小组负责，完成该段内所有工作。第8章 矿井通风8.1概述

34、矿井通风方式为中央边界式，通风方法抽出式。工业广场内北翼边界共布置有三个井口，其中皮带井、原副井、副提井（斜井）为矿井入风井，断面分别为：10米2、4 米2 、7米2；工业广场西翼边界布置一个风井(立井)为回风井，断面为：8m3。全矿井形成“三入一排”的通风系统。风井地面安装2台湖南湘潭平安集团风机厂生产的同型号、同等能力的轴流式主要通风机，一台运转，一台备用。主扇型号为：BD-II-8-25，电机功率：2×400 kw，风量范围：51009000米3/分，静压范围：2300-4500Pa。目前,矿井总入风量为4657米3/分，负压2450Pa，矿井等积孔1.97米2；回风瓦斯浓度

35、0.1%。矿井于2010年12月31日进行了反风演习，矿井反风前总回风量为4770米3/分，反风时总回风量为 3240米3/分，为正常风量的68，符合煤矿安全规程要求。8.2风量计算矿井通风方式为中央边界抽出式，矿井共有回风井1个（竖井）,入风井3个（斜井）。设计南二采区1个回采面，2个掘进面。设计能力90万吨/年，采区生产能力：90万吨/年，瓦斯相对涌出量：8.38米3/吨，K=K瓦×K漏×K备×K产外=1.5。全矿井风量计算：（一）按矿井瓦斯相对涌出量计算风量日产量3000吨（按年300天计算），矿井最大入井人数300人。矿井总用风量的确定：Q=0.0926&

36、#215;T×q×K式中：0.0926_供风系数T_设计日产量3000吨q_相对瓦斯涌出量 8.38米3/吨（此数据为2010年瓦斯等级签定，不包含抽放量）K_ 瓦斯涌出不均衡系数，取2。则 Q=0.0926×3000×8.38×2=4655 米3/分（二）按生产布局和各用风地点计算风量：（南二采区1个采面，2个掘进面。）（1）-100水平用风量:Q-100= Q其他=180 米3/分式中： Q其他=-180中盲车场子风门(90米3/分)+-220中盲车场子风门(90米3/分)（2）-260水平供风量：Q-260= Q水+Q其他=160+180

37、=340米3/分式中：Q水 =160米3/分Q其他 =-260西一石门（90米3/分）+ -260中盲车场子（90米3/分）（3）-310水平供风量：Q-300 = Q硐+ Q其他=320+90=410米3/分Q硐 =Q硐( 160米3/分) +Q绞(160米3/分)Q其他 =-310回风联络道（90米3/分）（4）-450水平供风量：Q-450=Q采+Q掘+Q硐+Q其他=960+2×750+450+300=3210米3/分式中：Q采= 综采面960米3/分Q掘依据局部通风机吸入风量，每个分风点取750米3/分。Q硐 =Q充100米3/分 Q变 100米3/分+ Q较 100米3/分

38、+Q火150米3/分Q其他 =-450火药库后门（60米3/分）+ -450运输大巷入回联络道（60米3/分）+南二采区1#上顺门（60米3/分）+南二回风下山车场门（60米3/分）+南二皮带入回联络川(60米3/分)。合计：Q总1=Q-100+Q-260+Q-300+Q-450=180+340+410+3210=4140米3/分矿井瓦斯治理：瓦斯抽放率按35%计算，抽出瓦斯=8.38 ×35%=2.93米3/吨计算矿井风量：Q=0.0926×3666×5.45×2=3700米3/分矿井风量按分配风量计算：Q= 4700米3/分。矿 井 通 风 阻 力：

39、H=122.16mmH2O矿 井 摩 擦 阻 力：H摩=29.53mmH2O矿 井 局 部 通 风 阻力：H局=295.3×10%=29.53 mmH2O自 然 风 压：295.3×10%=29.53 mmH2O矿井总阻力：R总=h/Q2=2613/(4700/60) 2=0.42千克/米7等级孔A=1.19Q/h0.5=1.19×（4700/60）/26130.5 =1.82 米2第9章 运输与提升 9.1概述一、 主提升目前矿井主提升为钢丝绳牵引皮带机，用来运送人员和煤炭。提煤时运行速度2.1米/秒，设计运煤量200吨/小时，运送人员速度1.6米/秒，核定能力

40、140万吨/年。二、辅助提升第一段：由地面至-100水平。井筒斜长693米，倾角15度，净断面4平方米。绞车型号2500/2020，装机容量260千瓦，运行速度3.75米/秒，提升矸石车6个/10.2吨/次，设计提升能力78.58万吨/年，核定提升能力129万吨/年。第二段：由-100至-310水平。井筒斜长760米，倾角21度，净断面5.56平方米。绞车型号JTB2×1.8/30，装机容量185千瓦，运行速度3.45米/秒，提升矸石车5个/8.5吨/次，设计提升能力69.59万吨/年，核定提升能力106.38万吨/年。第三段：由-310至-450水平。井筒斜长390米，倾角21度，

41、净断面5.56平方米。绞车型号JKB2×1.8/20，装机容量185千瓦，运行速度3.46米/秒，提升矸石车5个/8.5吨/次，设计提升能力41.32万吨/年，核定提升能力122.05万吨/年。第四段：由-450至-510水平。井筒斜长231米，倾角15度，净断面5.56平方米。绞车型号JKB2×1.8P，装机容量185千瓦，运行速度2.58米/秒；提升矸石车5个/8.5吨/次，设计提升能力76.8万吨/年，核定提升能力122.05万吨/年。一、运煤系统煤炭采用胶带运输，由三个阶段生产。其中：第一阶段由工作面至-450集中煤仓安装六台胶带运输机，第二阶段由-450集中煤仓至

42、-310集中煤仓安装二台胶带运输机，第三阶段-310集中煤仓至地面洗选皮带安装一台钢丝绳牵引胶带运输机。该系统设计运煤量为200吨/小时，核定能力140万吨/年。煤炭运输流程及设备配置见下表：综放工作面煤炭运输设备流程表顺序设备名称型 号数量(台)功率(kW)长度(M)安装地点1胶带运输机5#DSJ100/63/2×751150400工作面运顺2胶带运输机4#DSJ100/63/2×751150170-520皮带上山3胶带运输机3#DSJ100/65/2×2001400500南二采区皮带下山4胶带运输机2#DSJ100/63/2×751150450-45

43、0运输巷5胶带运输机1#DSJ100/63/2×751150230-450运输巷6-450集中煤仓-450水平7大倾角皮带DTL80/30/2×1601320520大倾角皮带运输巷8胶带运输机DSJ100/63/2×751150260-310集中石门9-310煤仓-310水平10钢丝绳牵引皮带机GDS-80018001632主运皮带井二、运料系统大巷运输采用蓄电池机车。由四个阶段构成：1、-100水平：由副井到中盲井，距离530 米，巷道净断面6.2平方米。装备24公斤/米钢轨，巷道坡度3，牵引方式为8吨蓄电池机车，牵引能力15个车/25.5吨/次，长时牵引速度1

44、0.02公里/小时，每次运行时间561秒。设计运输能力54.98万吨/年，核定能力 122.05 万吨/年。副井车场通过能力：设计能力 22.17 万吨/年，核定能力122.05万吨/年。中盲井-100车场通过能力：设计能力21.17万吨/年，核定能力122.05 万吨/年。2、-310水平大巷长度 120米，坡度6，巷道净断面9.4平方米。大巷装备24公斤/米钢轨，牵引方式为5吨蓄电池机车，牵引能力12个车/25.5吨/次，长时牵引速度7公里/小时，运行时间 272 秒，设计运输能力75.6 万吨/年，核定能力122.05 万吨/年。中盲井-310车场通过能力：设计能力19.64 万吨/年，

45、核定能力122.05 万吨/年。-450轨道上山上部车场通过能力：设计能力19.64 万吨/年，核定能力122.05 万吨/年。3、-450水平大巷长度710米，坡度5，巷道净断面10.8平方米。大巷装备24公斤/米钢轨，牵引方式为5吨蓄电池机车，牵引能力15个车/25.5吨/次，长时牵引速度7公里/小时，运行时间922 秒，设计运输能力33.45万吨/年，核定能力122.05万吨/年。4、-510水平大巷长度110米，坡度5，巷道净断面10.8平方米。大巷装备24公斤/米钢轨，牵引方式为5吨蓄电池机车，牵引能力15个车/20.4吨/次，长时牵引速度7公里/小时，运行时间268 秒，设计运输能

46、力75.63万吨/年，核定能力193万吨/年。第10章 矿井排水10.1矿井涌水10.1.1概述 因-450水平一次排水排至地面，设备选型较困难，所以采用分段式排水，第一段由-510水平排至-450水仓内，再由-450水平排至-260水平、-260水平排至地面。水泵型号100D 45×9，流量为85m3/h，电机160kw；三台，一台运行，一台备用，一台检修；电机型号YB315M1-2。管中实际流速：V=Q/（3600×D2/4）=85/（3600×3.14×0.152/4）=1.34m/s第二段排水计算与第一段排水计算方法一致，水泵计算扬程为H=405

47、m，流量为85m3/时。选择水泵三台，一台运转，一台备用，一台检修。型号100D45×9，电机功率185kw。管中实际流速：V=Q/（3600D2/4）=85/（3600×3.14×0.152/4）=1.34m/s第一段排水由-450水平铺设159管路1800米到-260水平。第二段排水由-260水平沿皮带井铺设1100米159钢管路到地面，完成整个排水系统。10.1.2水泵房及水仓设计根据矿井水文地质资料参数：矿井涌水量及水仓容积表 项目名称数量水仓情况水仓位置条数水仓容积（m3）矿井最大涌水量（m3/h）12.7-2602780×2矿井正常涌水量（m

48、3/h）9.43-3102144×2矿井平均涌水量（m3/h）9.43-4502760×2水平、阶段(区域)涌水情况水平名称水平标高(m)最大涌水量(m3/h)正常涌水量(m3/h)一水平-2604.432.4二水平-3102.052.03三水平-4506.485 矿井防治水设备技术参数设备名称型号规格数量 （台、条、m）扬程（m）流量（m3/h）安装及敷设地点排放区间一水平100D45×9340585-260水泵房-260至地面二水平BQS60-100210060-310水泵房-310-260水仓三水平100D45×9340585-450水泵房-450

49、-260水仓 矿井防治水设施技术参数设备名称型号规格数量扬程m流量（m3/h）安装及敷设地点排放区间排沙潜水泵BQS60-100110060-510运输上山-510-450排沙潜水泵BQS60-100110060-510材料上山-510-450排沙潜水泵BQS60-100110060-480-480-450排沙潜水泵BQS60-100110060主提皮带道机尾-375-310第11章技术经济指标11.1全矿人员编制11.1.1井下工人定员定员系数=7/（5×0.85）=1.6回采工作面定员= 回采工作面出勤人数×定员系数=72×1.6=115（人） 回采工人定员=

50、回采工作面定员×工作面数=115×1=115（人） 掘进队定员=52×1.6=83.2（人） 取84人掘进工人定员=掘进队定员×掘进队数=84×3=252（人）所以，井下工人定员=(135+252) ×2=774 （人）11.1.2井上工人定员井上工人定员=井下工人定员×0.6=774×0.6=465（人）11.1.3.管理人员1 .原煤生产工人数=井上工人定员+井下工人定员 =774+465 =1239（人）2 .原煤生产人员=原煤生产工人数/0.9 =1239/0.9 =1377（人）3 .管理人员 =原煤生产

51、人员数 ×0.1=1377×0.1=137.7（人） 取138人6.1.4全矿人员全矿人员=原煤生产人员+服务人员+其它人员服务人员=原煤生产人员×12%=1377×12%=166（人）其它人员=原煤生产人员×2%=1377×2%=28（人）所以，全矿人员=1377+166+28=1571（人）11.2劳动生产率11.2.1采煤工效采煤工效=采面日产量/采面昼夜出勤工数=4404.96/84=52.44（吨/工）11.2.2井下工效井下工效=采面日产量/井下工人数 =4404.96×（1+0.08）/774 =6.15（吨/

52、工）11.2.3生产工人效率生产工人效率=采面日产量/原煤生产人数=4404.96×（1+0.08）/1239=3.84（吨/工）11.2.4全员效率全员效率=采面日产量/全矿人员数=4404.96×（1+0.08）/1571= 3.03（吨/工）11.3成本11.3.1工作面直接成本1吨煤工资（井下回采面工人月平均工资按1500元计算） 工资=1500×135=202500（元/月）吨煤工资 =202500/（4000×25）=2.025（元/吨）2吨煤材料费吨煤材料消耗费用=7584/10000=0.76 （元/ 吨）材料费计算表材料名称万吨材料定额单价 （元）万吨消耗总额 （元）截齿2810280乳化油46.53.31534油脂3516560锚杆100151500配件3510637103.采煤机械折旧费采煤机械折旧费用计算表序号设备名称数量单价（万元）总价（万元）折旧年限（年）折旧费用（万