采矿课程设计.doc

《采矿课程设计.doc》由会员分享，可在线阅读，更多相关《采矿课程设计.doc（24页珍藏版）》请在沃文网上搜索。

1、 目录前言 第一章 井田地质特征 矿井储量及年产量 5 第一节 井田地质特征 5第二节 井田范围及储量 6第三节 矿井年产量及服务年限 10第二章 井田开拓 12第一节 井田内划分 12第二节 开拓方案的选定 15第三节 开采顺序 23第三章 采煤方法 26第一节 采煤方法的确定 26第二节 采区巷道布置 27第三节 回采工艺 31第四节 灾害预防 34 结束语 37参考文献 38前 言 采矿课程设计是采矿工程专业学习的重要一环，它是继我们学过井巷工程、采矿学、矿井通风与安全等课程，以及通过生产实习之后进行的，其目的是巩固和扩大我们所学理论知识并使之系统化，培养我们运用所学理论知识解决实际问题

2、的能力，提高我们计算，绘图，查阅资料的基本技能，为毕业设计奠定基础。 依照老师精心设计的题目，按照大纲的要求进行，要求我们在规定的时间内独立完成计算，绘图及编写说明书等全部工作。 煤层开采设计是煤炭开采重要环节，而煤矿开采技术根据煤层赋存条件的不同有很大差异。开采方式不对会造成煤炭的极大浪费，甚至会造成伤亡事故的发生。在21世纪，能源极为重要的时代，要适应蓬勃发展的社会经济，就必须优化开采技术，体现绿色开采和可持续发展策略，而合理的开采设计则能有效减少煤炭损失，将赋存在地下的煤炭高速度，高效率的回采出，满足祖国经济建设对能源的需求。 设计中要求严格遵守和认真贯彻煤炭工业设计政策、煤矿安全规程、

3、煤矿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，设计力争做到分析论证清楚，论据确凿，并积极采用切实可行的先进技术，力争使自己的设计达到较高水平，但由于本人水平有限，难免有疏漏和错误之处，敬请老师指正。设计题目如下：井田境界：井田走向长度8000m,，倾斜长度2600m。煤层埋藏特征：煤层厚度m1=3.9m, m2=2.8m，煤层倾角=17，层间距H=10m;表土层厚度30m,风化带深度10m; m1 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1=2=1.35t/m3,煤质中硬，坚固性系数f =23矿井开

4、采技术条件：矿井正常涌水量Q正=200 m3/h; 矿井最大涌水量Q大=300 m3/h,矿井相对瓦斯涌出量q=7.5 m3/dt;煤有自然性，自然发火期11个月，煤尘有爆炸性。第一章 井田地质特征 矿井储量及年产量第一节 井田地质特征一、 煤层埋藏条件 井田范围内煤层厚度m1=3.9m, m2=2.8m，煤层倾角=17，层间距H=10m;表土层厚度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；煤层埋藏条件稳定，井田无较大构造；地面标高+220m.二、煤层开采条件矿井正常涌水量Q正=100 m3/h；; 矿井最大涌水量Q大=300 m3/h；

5、矿井相对瓦斯涌出量q=7.5 m3/dt; 煤有自燃性，自然发火期11个月，煤尘有爆炸性。三、煤层技术指标井田范围内煤层厚度m1=3.9m, m2=2.8m，煤层倾角=17，煤层容重1=2=1.35t/m3四、煤层顶、底板岩性 煤层顶、底板岩性详见表1-1表1-1 煤层顶、底板岩性表序号煤层名称倾角（）煤层平均厚度（m）层间距（m）容重(t/m3)硬度(f)煤层生产率(t/m2)围 岩性 质备注顶板底板1m1173.9101.35235.26砂质页岩砂岩2m2172.8101.35233.78砂质页岩砂岩第二节 井田范围及储量一、井田煤炭赋存情况（井田范围）井田范围内沿走向长8000m,倾向长

6、2600m,井田内煤层面积为20.8KM2,井田面积为19.9 KM2二、矿井储量1、矿井工业储量 矿井工业储量是指在井田范围内，经过地质堪探煤层厚度和质量均合乎开采要求，地质构造比较清楚，目前即可供的可列入平衡表内的储量。 矿井工业储量是进行矿井设计的资源依据，一般即列入平衡表面的A+B+C级储量，不包括作为D级储量的远景储量。计算方式如下：M=hA 式中 h 煤层厚度，m; A 煤层面积，m2; 煤层容重，t/m3(1) m1 煤层矿井工业储量为M1= h1A1 = 3.92.081071.35 =1.10108t =11000(万吨)(2) m2 煤层的矿井工业储量为M2= h2A2 =

7、 2.82.081071.35 =7.86107 t =7860(万吨)总储量M=M1+M2=18860(万吨)2、矿井设计储量 矿井设计储量是指矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑物，建筑物需要留设的保护煤柱等永久性煤柱损失后的储量。 井田境界煤柱损失，可按设计矿井一侧，按20m留设，由于存在10m厚的风化带，采区边界留10m的保护煤柱。ZC=MP式中ZC 矿井设计储量， 万吨M 工业储量P 永久煤柱损失量对m1煤层：井田境界煤柱损失p1=3.980001.35202+3.91.35(260040) 202=222.4(万吨)对m2煤层：井田境界煤柱损失

8、p2=2.880001.35202+2.81.35(260040) 202=159.6(万吨)井田境界煤柱损失p=222.4+159.6=382.0(万吨)矿井设计储量 ZC1=M1P=11777.6(万吨) ZC2=M2P=7700.4(万吨) ZC=Z1+Z2=19478.0(万吨)3、矿井设计可采储量 矿井设计可采储量是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、下山保护煤柱量后乘以采区采出率的储量。 工业场地保护煤柱的计算表1-2 矿井工业场地占地指标井型与设计能力（万吨/年）占有面积指标（公顷/10万吨）2403000.70.81201800.9145901.21.393

9、01.5备注：占地面积指标中、小型井取大值，大型井取小值 工地场地占地面积=设计生产能力占地指标面积设计生产能力180万吨/年，则工业广场占地面S=180.9=16.2（公顷）=0.162KM2假设工业场地为长方形，则长宽比例为4：1，即长为800m,宽为203m，按照建筑物、水体及主要巷道煤柱留设与压煤开采规程，用垂线法计算工业场地煤柱损失如下：通过上图可算得工业场地煤柱损失P3=715(万吨) P4=511（万吨）设计可采储量 Zk =（MP）CZk 设计可采储量，万吨M 工业储量， 万吨P 永久煤柱损失量，万吨C 采区采出率，厚煤层取75%，中厚煤层取80%，薄煤层取85%，本设计可取c

10、m1=80%，cm2=75% 由于工业场地、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，其煤柱损失量在开拓方式、采煤方法确定后才能确定，为便于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、井下主要巷道煤柱损失等，可暂时按工业储量的5%7%记入，初算矿井可采储量。 本井田风化带的厚度为10m,可以做防水煤柱，故无需留设防水煤柱。 可采储量的详细计算结果如表1-3表1-3 矿井可采储量计算表煤层名称工业储量(万吨)煤柱损失(万吨)矿井设计储量(万吨)矿井设计可采储量(万吨)断层井田境界工业场地合计m1110000222.4715937.411777.610292.6m2

11、78600159.6511670.67700.46639.2合计188600382.01226160819478.016931.8第三节 矿井年产量及服务年限一、矿井工作制度矿井工作日为330天，采用三八制作业，边采煤边准备，每天净提升时间为16小时。二、矿井年产量及服务年限 全矿井可采储量为，考虑采用1.4的备用系数，矿井设计生产能力为180万吨/年 矿井服务年限 T = ZK/AK 式中 ZK 可采储量，万吨A 年产量，万吨K 备用系数，取K=1.4T 服务年限，年 按上式算得服务年限T=16931.8/1801.4=67.2年 计算结果与矿井井型和服务年限表对照知T50，故本设计满足要求

12、表1-4 矿井井型和服务年限表井型矿井设计生产能力(Mt/a)新矿井服务年限(a)改扩建后矿井服务年限(a)大型6.0Mt/a及以上70603.005.00Mt/a60501.202.40Mt/a5040中型0.450.90Mt/a4030小型0.30Mt/a及以下由各省煤炭厅(局)自定由各省煤炭厅(局)自定备注：改扩建矿井的服务年限不应低于同类型新建矿井的50%第二章 井田开拓第一节 井田内划分一、保证年产量的同采采区数和工作面数及区段斜长及数目1、保证年常量的同采工作面数和采区数 采区的生产能力应根据地质条件、煤层生产能力、机械化程度和采区内工作面阶梯关系等因素确定，当采用综合机械化采煤时

13、，采区生产能力一般为0.61.0Mt/a；采用普通机械化采煤时，采区生产能力为0.40.8 Mt/a，爆破落煤时，采区生产能力一般为.Mt/a各类矿井正常生产的采区个数一般按表规定表矿井同时生产的采区数矿井设计生产能力（Mt/a）采区个数（个）.、3.02.、.及以下、矿井达到设计产量时采煤工作面个数（1） 达到设计产量时工作面总数长B= AX / mLk3式中 B 采煤工作面总线长 ，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 ，t/m3k3 工作面采出率 ，97%，95%或93%L 年推进度 ， L=330nI 式中 n

14、日循环数 ，个330 矿井年工作日 ，天I 循环进度 ，m 正规循环系数 ，0.81按上述计算 B = 1801040.9 / 6.71.351069.20.95 = 176.3m 其中，L=33060.60.9=1069.2m 满足设计规范的要求日循环取6个，循环进度为0.6m, 正规循环系数取0.9根据表2-2采煤工作面长度的选取要求，去工作面长度为200m,由题中给出条件相对瓦斯涌出量验算工作面长度，亦满足要求，故设计工作面长度为200m较为合理。表2-2 采煤工作面长度的选取表煤层采煤工艺工作面长度（m）缓斜中厚及厚煤层综采150240普采120180炮采100150缓斜薄煤层综采12

15、0150普采100120炮采80100（2）确定同采工作面个数N = Bn / l式中 N 同采工作面个数 ，个B 工作面总线长 ， mn 同采煤层数 ，个l 采煤工作面长度，m将相关数据代入求得 N = 176.32 / 200 =1.763即同采工作面个数可取为2个才能满足生产要求3、区段斜长和区段数目 本设计煤层采用走向长壁采煤法，采用无煤柱护巷技术。井田划分阶段时，阶段要有合理的斜长，以利于运输通风，巷道维护等。阶段垂高一般缓斜倾斜阶段垂高为150250,改设计煤层倾角为17，上山采用大倾角皮带输送机；由于辅助提升一般采用单钩串车提升，绞车滚筒直径一般不大于1.6m,根据绞车的缠绳量，

16、阶段斜长一般不超过800m,对煤层赋存条件好，生产能力较大的采用滚筒直径2.0m的绞车，有效提升距离可达900m,综合经济效益和设计规范，将阶段倾斜长初步定为800m.倾角大于16的煤层，瓦斯含量较大，涌水量较大时，不易采用上、下山开采相结合的方式，故本矿可设置上山开采，矿井阶段数目设为4个，其中区段斜长640m,根据安全规定区段垂高不能超过250m，该煤层的最大斜长为250/sin17=855m,设为4个为合理。二、水平数目、位置、高度及服务年限 该矿井划分为2个水平，以第二个区段的下部为分界线，煤层底板等高线为-290m ,此水平的深度为510m。第二水平高度为-550m,深度为 770m

17、 采区长度 L= （8000-202-252-10）/8=987.5 故可设4对双翼采区第一水平服务年限 T = ZK / AK 式中 T 采区服务年限 A 矿井年设计产量 ，取180万吨K 储量备用系数 ，取 1.4 T = 12807900(3.9+2.8) 1.3510-4 /1801.4=3630 故第一水平服务年限满足生产要求三、阶段内的布置方式及参数根据井田条件和设计规范有关规定，本井田可划为2个水平，设2个辅助水平，阶段斜长640m,阶段内用采区式进行准备，每阶段分4对走向长为987.5m的双翼采区，在井田每翼布置一个生产采区，并采用后退式开采顺序。 第二节 开拓方案的选定 由于

18、本井田地形平坦，表土层厚，所以采用立井开拓，其主井设箕斗，副井设罐笼，两个井筒装备梯子间作为安全出口，并按井下生产费用尽可能低的原则，确定井筒位置位于井田中部。 由于矿井范围较大，通风路线长，因此考虑在采区边界设置专门的回风井，采取分列式通风方式。 根据井田条件和有关设计规范有关规定，本井田在前面已划为2个水平，阶段内采用采区式进行准备，每个阶段分4对走向长1975的采区，在井田每一翼布置一个生产采区，采用后退式开采顺序。 如果本次设计的矿井直接开凿斜井，其长度为17785m，岩石开凿量很大，且通风路线长，通风阻力大，排水运输，巷道维护费用很大，并且需留较大的保护煤柱，造成资源的极大浪费，故在

19、设计时将其舍弃。 本次设计的两煤层之间间距为10m，距离较小，易采用集中大巷布置，为减少煤柱损失和保证大巷的维护条件，大巷位于m2煤层底板下垂距为20m的粉砂岩中，两条上山沿煤层走向距离为25m，轨道上山位于运输上山偏下方。 据上述规定，本设计提出以下两个技术上可行的方案，方案一和方案二的区别在于对第二水平式用暗斜井开拓还是直接延伸立井，两方案生产系数安全可靠，方案一需要多开立井井筒2370m和立井井底车场，并相应的增加了开筒的石门运输，提升排水费用，而第二方案则多开暗斜井21091m和暗斜井的上、下部车场，并相应增加了斜井的提升、排水费用。 两方案的开拓方案图详见下：图2-1与图2-2方案一

20、和方案二的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费和经济比较结果分别见下边表。表2-3 建井工程量表项目方案一方案二初期主井井筒/m410+20465+20副井井筒/m410+5465+5井底车场/m10001000主石门/m 214214运输大巷/m17001700 后期主井井筒/m8101374副井井筒/m8101374井底车场/m2100021000主石门/m380+214340运输大巷/m17001700表2-4 基建费用表方案方案项目方案一方案二工程量/m单价/元m-1费用/万元工程量/m单价/元m-1费用/万元初期主井井筒/m43030001294853000145.5副井井

21、筒/m4153000124.54703000141井底车场/m100090090100090090主石门/m21480017.1221480017.12运输大巷/m17008001361700800136小计496.62529.62后期主井井筒/m810300024313743000412.2副井井筒/m810300024313743000412.2井底车场/m20009001802000900180主石门/m59480047.5234080027.2运输大巷/m17008001361700800136小计849.521167.2共 计1346.141696.82表2-5 生产经营工程量项 目

22、方案一项目方案二运输提升/万吨工程量运输提升/万吨工程量大巷及石门运输大巷及石门运输一水平辅助水平1.2675.89440.94=762.4089一水平辅助水平1.2675.89440.614=497.99900一水平1.2675.89440.35=283.8756二水平辅助水平1.2675.89440.25=202.7683二水平辅助水平1.2675.89440.018=14.5990二水平1.2675.89440.92=746.1874二水平1.2675.89440.028=22.7100立井提升立井提升一水平辅助水平1.2675.89440.22=178.4361一水平辅助水平1.288

23、9.06110.21=224.0430一水平1.2675.89440.41=332.5400一水平1.2889.06110.46=490.7620斜井提升二水平辅助水平1.2675.89440.59=478.5332二水平辅助水平1.2889.06110.39=416.0810二水平1.2675.89440.8=648.8586二水平1.2889.06110.685=730.8080排水（万立方米）排水（万立方米）一水平辅助水平2002436534.1310-4=5979.5760一水平辅助水平2002436534.1310-4=5979.5760一水平2002436534.1310-4=59

24、79.5760一水平2002436534.1310-4=5979.5760二水平辅助水平2002436534.1310-4=5979.5760二水平辅助水平2002436534.1310-4=5979.5760二水平2002436534.1310-4=5979.5760二水平2002436534.1310-4=5979.5760方案项目表2-6 生产经营费用表方案一方案二工程量/万吨-1单价/元（tkm）-1费用/万元工程量/万吨-1单价/元（tkm）-1费用/万元一水平辅助水平762.408880.414315.64497.99000.414206.20一水平283.87570.403114

25、.405二水平辅助水平202.76830.39279.4914.59900.3925.72二水平746.18740.391284.3022.71000.3818.65小计793.83220.57立井立井一水平辅助水平178.43610.13223.55224.04340.13229.57一水平332.54000.490162.94490.76200.670328.81二水平辅助水平478.53320.670320.62416.08100.670278.77二水平648.85860.850551.53730.80800.850621.19小计1058.641258.34提运合计1852.4714

26、78.91表2-7 费用汇总表方案项目方案一方案二费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%基建工程费用1346.1442.11696.8253.4生产经营费用1852.4757.91478.9146.6总费用合计3198.613175.73表2-8 设计方案分析比较表优点缺点方案一1、矿井通风、排水、运输系统简单，可靠性好2、矿井通风路线短，风险小主副井井筒延伸施工期间矿井需长期停产方案二1、后期井筒延伸无需打乱正常的生产环节2、斜井运输能力达1、后期开凿暗斜井工程量较大，且所留的保护煤柱较多2、通风路线长，矿井通风阻力大，矿井运输路线长在经济比较过程中：（1）立井、大巷、石门及采区上下山的辅

27、助运输费用均按运输费用的20%进行估算（2）井筒、井底车场、主石门及总回风大巷等均布置于坚硬岩石层中，它们的维护费用低于5元/am, 故在方案比较中未比较其维护费用的差别。（3）两方案采区均布置有两条上山，且这些上山的开掘单价近似相同，考虑到全井田中采区上山的总开掘长度相同，即两方案的采区上山总开掘费近似相同，故未对比计算。另外，采区上部、中部、下部车场基建费用虽有差别，但差别很小，故也未予计算。（4）采区上、中、下车场的维护费用均按上山维护费用的20%进行估算，采区上山的维护费用单价按受采动影响和未受采动影响的平均维护单价估算。（5）由于主要石门和大巷在两方案中相同，故主要石门和集中大巷费用

28、不列入表内进行比较。综上所述，可认为方案一和方案二在技术经济上均有不相上下，但方案二后期开拓延深时对生产影响略少一些，而方案一需停产较长一段时间，故决定采用第二方案，即矿井分为两个水平，两水平均采用上山开采，阶段内沿走向划分为8个采区，每个采区长987.5m.第三节 开采顺序一、井田开采顺序 井田的开采顺序根据在井田内采区的顺序一般采用前进式，即从井田中央开始，向井田两翼推进的方式。本井田以井筒位置换分为两大区，对m1煤层以左依次为1011、1012、1013、1014采区，井筒以右定位1021、1022、1023、1024采区；m2煤层主井井筒以左依次划为2011、2012、2013、201

29、4采区，主井井筒以右划为2021、2022、2023、2024采区。煤层组与组间开采顺序原则上采用下行式。但本设计中考虑到出煤量，尽可能高效率采出，满足生产要求，故采用双层同采。由于煤层间距较近，考虑到地压的影响，在开采时m2煤层应滞后于m1煤层三四个月进行生产。开采顺序如下 1011 1021 1012 1022 2011 2021 2012 2022 1013 1023 1014 1024 2013 2023 2014 2024水平间先采第一水平然后依次开采第二水平，阶段间的开采顺序亦是如此，从上往下开采。二、投产采区的数目和位置根据井田的开采顺序，煤层组与组间的开采顺序，水平的开采顺序，

30、决定在1011采区设首采工作面，其下面市2011采区，工作面长为200m,走向长度987.5m,工作面配一个备用工作面，一个掘进工作面。根据所配置的同采工作面的共体条件，投产初期矿井年产量的验算如下： 式中： 矿井同采工作面产量总和，=180万吨 第i号工作面采高，m1=3.9m , m2=2.8 第i号工作面长， =200m 第i号工作面年推进度，m/a； 第i号工作面煤的容重， =1.35t/m3 同采工作面数, n=2 Ki 第i号工作面采出率， 薄煤层97%、中厚煤层95%、厚煤层93%,此处Ki=0.95矿井年份出煤量An=1.1 =1.1(3.9+2.8) 2001069.21.3

31、50.95 =202 万吨 1.15A=207万吨 A ：设计生产能力 故此设计满足年生产能力由于主副井距主要运输大量较近，利用主要运输巷作为绕道回车线及调车线，可节约开拓工程量。故可采用立井卧式环形井底车场。图2-4开拓方式平面图：1 主井； 2副井； 3运输大巷；4回风大行；5运输上山；6轨道上山；7中部车场；8上部车场；9采区回风石门；10区段运输石门；11区段轨道石门；12m1区段运输平巷；12 m1区段回风平巷；13 m1区段轨道平巷；14溜煤眼；15m2区段集中运输平巷；16采区煤仓；17联络小石门；18采区下部车场；19m2区段轨道平巷第三章 采煤方法第一节 采煤方法的确定 井田

32、范围内煤层厚度m1=3.9m，m2 =2.8m;煤层倾角=17，层间距10m,井田内无较大构造，根据我国当前技术情况，以及满足设计年产量，采用走向长璧采煤法并分层同采，处理采空区用自然垮落法。地质条件较简单，采用机械化采煤工艺。 采m1煤层工作面装备以ZY-35型支撑掩护式液压支架为主的方案，配备MLS-170双滚筒采煤机（配1.6m直径的滚筒），SGW-250型可弯曲刮板输送机（装型挡板），运输顺槽配以SZQ-75型转载机，SDJ-150型可伸缩皮带运输机，工作面断头支护可用DZ型外注式单体液压支柱的综合采煤机械。 第二节 采区巷道布置 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

33、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。一、 采区基本情况参数1、 采区走向长度本设计中有8个采区，采区走向长度987.5m ,倾向长度640m, 2、 区段斜长及区段数目矿井划分为四个阶段，阶段斜长640m，每个阶段分为4个区段，区段长度为160m. 3、 区段巷道煤柱尺寸 为了保护采区内各种煤层巷道处于良好状态，目前常留设一定尺寸的煤柱。轨道上山、运输上山、机轨合一大巷保护煤柱尺寸为20m. 4、 采区轨道上山、运输上山位置的确定 根据设计规范，当煤层倾角大于16时不适合下山开采，故每个区段沿煤层顶、底板开掘两条上山，上山在倾斜方向距离8m;斜长为640m,

34、其中，轨道上山采用串车提升运输上山铺设大倾角皮带运输机。运输上山、轨道上山的位置在每个阶段的中部。5、 区段平巷的布置 m1煤层厚度3.9m,倾角17，各分层的区段平巷，可采用倾斜内错式布置，m2也一样6、 联络巷道的布置采区联络巷道有区段集中巷与区段平巷之间的联络及采区上山与区段之间的联络巷道，区段集中巷与区段平巷之间联系方式，m1煤层区段平巷水平布置时，采用石门联络，m2亦如此.7、 采区车场形式选择 根据在煤层群联合布置时，回风石门较长，为方便与回风石门联系，m1煤层采区上部车场可采用顺向平车场，中部车场采用绕道式甩车场，采区下部车场采用大巷装车式采区下部车场，m2煤层也可以这样分布。8

35、、 采区主要断面支护方式 机轨合一大巷采用锚喷支护，其净断面面积为14m2,轨道上山、胶带运输机上山采用砌碹支护，其净断面面积为10 m2 ，区段平巷采用梯形工字钢支护，其净断面面积为9 m2.9、 采区硐室 采区硐室主要有采区变电所、采区绞车房、支护方式采取砌碹支护。根据采区绞车房应布置在围岩稳定、无淋水、地压小、易维护的地点，应避开较大的地质构造，含水层、将绞车房布置在m1煤层底板中。采区中央变电所设置在采区上山之间。二、 采区的各个系统 1、采区运输系统（运煤材料） （1） 运煤系统 回采工作面刮板输送机运输顺槽皮带运输机运输上山机轨合一大巷主井井底煤仓装载硐室箕斗地面 （2）材料、设备

36、运输系统 井下所用材料、设备由副井井底车场机轨合一大巷轨道上山回风顺槽工作面 矸石的运输方向与运料方向相反2、 通风系统 新鲜风流经副井机轨合一大巷运输上山运输顺槽工作面轨道顺槽回风石门集中回风大巷回风井3、排水系统 回采工作面工作面上、下顺槽或掘进工作面轨道上山 机轨合一大巷水仓，由主排水泵排出地面三、采区千吨掘进率、采区采出率及掘进出煤率 根据所设计的采区巷道布置，统计煤、岩巷道总长度表3-1 采区掘进巷道统计表序号巷道名称围岩形式支护方式巷道断面巷道长度净掘1轨道上山煤砌碹支护10116402运输上山煤砌碹支护10116403运输顺槽煤梯形工字钢99.9987.524轨道顺槽煤梯形工字钢

37、99.9987.525开切眼煤梯形工字钢99.91602合计42701、采区总出煤量=（工作面出煤量+掘进出煤量） = 987.51606.71.35+29.91601.35+29.9987.51.352 =1459782.7 （吨）2、 采区千吨掘进率采区千吨掘进率= 采区巷道总掘进长度（m）/采区总出煤量（kt） = 4270/1459.6443 = 2.83 m/kt 3、 采区掘进出煤率 采区掘进出煤率= 采取掘进总出煤量/采区总出煤量100% =(29.91601.35+29.9987.51.352) 1459644.3100% =5.7%4、采区采出率采区采出率= 采区总出煤量/采区工业储量100% =1459644.3/148