《采矿学》课程设计说明书.doc

 《采矿学》课程设计
说明书
    (准备方式：采区布置 煤层倾角： 生产能力：150万t )

班级：采矿04-4
姓名：张源
班级序号：27
学号：01040117
指导老师：万志军

完成时间：2007年7月7日

目 录

绪论········································3
第一章．    采区巷道布置·······························5
第一节．                  采区储量与服务年限···························5
第二节．                  采区内的再划分·····························7
第三节．                  确定采区内准备巷道布置及生产系统····················9
第四节．                  采区中部甩车场线路设计·························12
第二章．    采煤工艺设计·······························19
第一节．                  采煤工艺方式的确定···························19
第二节．                  工作面合理长度的确定··························24
第三节．                  采煤工作面循环作业图表的编制······················25
小结········································26

序论
一、目的
1、初步应用《采矿学》课程所学的知识，通过课程设计加深对《采矿学》课程的理解。
2、培养采矿工程专业学生的动手能力，对编写采矿技术文件，包括编写设计说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说明书及绘制毕业设计图纸打基础。
二、设计题目
1、设计题目的一般条件
某矿第一开采水平上山某采(带)区自下而上开采K1、K2和 K3煤层，煤层厚度、层间距及顶底板岩性见综合柱状图。该采(带)区走向长度3000米，倾斜长度1100米，采(带)区内各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，K1和K2煤层属简单结构煤层，硬度系数 f=2，各煤层瓦斯涌出量也较小。设计矿井的地面标高为+30米，煤层露头为-30米。第一开采水平为该采(带)区服务的一条运输大巷布置在K3煤层底版下方25米处的稳定岩层中，为满足该采(带)区生产系统所需的其余开拓巷道可根据采煤方法不同由设计者自行决定。
2、设计题目的煤层倾角条件
(1)设计题目的煤层倾角条件1
煤层倾角条件1：煤层平均倾角为12°
(2)设计题目的煤层倾角条件2
煤层倾角条件2：煤层平均倾角为16°
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；

设计采(带)区综合柱状图
柱 状
厚度(m)

岩 性 描 述
————————————————
8.60
灰色泥质页岩，砂页岩互层
---------------------------------------------------
8.40
泥质细砂岩，碳质页岩互层

0.20
碳质页岩，松软

6.9
K1煤层，=1.30t/m3
-----------------------------------
4.20
灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬
------------------------------------------
7.80
灰色砂质泥岩

3.0
K2煤层
-----
4.60
薄层泥质细砂岩，稳定
················
3.20
灰色细砂岩，中硬、稳定

2.20
K3煤层，煤质中硬，=1.30t/m3
。。。。。。。。。。。。。。。。。。
3.20
灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度60—80Mps
。。。。。。。。。。。。。。。。。。
24.68
灰色中、细砂岩互层
四、进行方式
学生按设计大纲要求，任选设计题目条件中的煤层倾角条件1或煤层倾角条件2，综合应用《采矿学》所学知识，每个人独立完成一份课程设计。
设计者之间可以讨论、借鉴，但不得相互抄袭，疑难问题可与指导教师共同研究解决。
本课程设计要求方案进行技术分析与经济比较。
第一章.采区巷道布置
第一节．区储量与服务年限
1．采区生产能力选定为150万t/a
2．采区的工业储量、设计可采储量
(1)采区的工业储量
Zg=H×L×(m1+m2+m3)× γ (公式1-1)
式中： Zg---- 采区工业储量，万t；
H---- 采区倾斜长度，1100m；
L---- 采区走向长度，3000m；
γ---- 煤的容重 ，1.30t/m3；
m1---- K1煤层煤的厚度，为6.9米；
m2---- K2煤层煤的厚度，为3.0米；
m3---- K3煤层煤的厚度，为2.2米；
Zg=1100×3000×(6.9+3.0+2.2)×1.3=5190.9万t/a
Zg1=1100×3000×6.9×1.3=2960.10万t
Zg2=1100×3000×3.0×1.3=1287.00万t
Zg3=1100×3000×2.2×1.3=943.80万t
(2)设计可采储量
ZK=(Zg-p)×C (公式1-2)
式中：ZK---- 设计可采储量, 万t；
Zg---- 工业储量，万t；
p---- 永久煤柱损失量，万t；
C---- 采区采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%。本设计条件下取80%。
Pm1=30×2×3000×6.9×1.3+15×2×(1100-30×2)×6.9×1.3=189.45万t
Pm2=30×2×3000×3.0×1.3+15×2×(1100-30×2)×3.0×1.3=82.37万t
Pm3=30×2×3000×2.2×1.3+15×2×(1100-30×2)×2.2×1.3=60.40万t
P---- 上下两端永久煤柱损失量，左右两边永久煤柱损失量，万t；
ZK1=( Zg1-p1)× C 1=(2960.10-189.45)×0.75=2077.99万t
ZK2=( Zg2-p2)× C 2=(1287.00-82.37)×0.80=963.70万t
ZK3=( Zg3-p3)× C 3=(943.80-60.40)×0.80=706.72万t
(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，150万t；
ZK---- 设计可采储量，2315.7万t；
K----储量备用系数，取1.3。
T1= ZK1/A×K=2077.99万t/(150万t ×1.3)=10.66a
T2= ZK2/A×K=963.70万t/(150万t ×1.3)=4.92a
T3= ZK3/A×K=706.72万t/(150万t ×1.3)=3.62a
T= T1+ T2 +T3 = 19.2a ，取20年。
(4)、验算采区采出率
1、对于K1厚煤层:
C1=(Zg1-p1)/Zg1 -----(公式1-4)
式中： C-----采区采出率，% ；
Zg1 ---- K1煤层的工业储量，万t ；
p1 ---- K1煤层的永久煤柱损失，万t ，取Zg1×6% ；
C1=(Zg1-p1)/Zg1
=〔((1100×3000-30×2×30003-15×2×(1100-30×2))×6.9×1.3)/1100×3000×6.9×1.3=93.60% > 75%满足要求
2、对于K2中厚煤层：
C2=(Zg3-p3)/Zg3 -----(公式1-5)
式中：C----采区采出率，% ；
Zg2----K2煤层的工业储量，万t ；
P2---- K2煤层的永久煤柱损失，万t ，取Zg3×4% ；
C2=(Zg2-p2)/Zg2
=〔(1100×3000-30×2×3000-15×2×(1100-30×2))×3.0×1.3〕/ 1100×3000×3.0×1.3=93.60% > 80%满足要求
2、对于K3中厚煤层：
C3=(Zg3-p3)/Zg3 -----(公式1-5)
式中： C----采区采出率，% ；
Zg3----K3煤层的工业储量，万t ；
P3 ---- K3煤层的永久煤柱损失，万t ，取Zg3×4% ；
C3=(Zg3-p3)/Zg3
=〔(1100×3000-30×2×3000-15×2×(1100-30×2))×2.2×1.3〕/ 1100×3000×2.2×1.3=93.60% > 80%满足要求
第二节 采区内的再划分
1、确定工作面长度
由已知条件知：该煤层左右边界各有15m的边界煤柱，上部留30m防水煤柱，下部留30m护巷煤柱，故其煤层倾向共有：1100-60=1040m的长度，走向长度3000-30=2970m。地质构造简单，煤层赋存条件较好，瓦斯涌出量小。且现代工作面长度有加长趋势，且采煤工艺选取的是较先进的综采。又知，一般而言，考虑到设备选型及技术方面的因素综采工作面长度为180～250m，巷道宽度为4m～4.5m,本采区选取4.5m，且采区生产能力为150万t/a，一个中厚煤层的一个工作面便可以满足生产要求，最终选定5个区段，采用沿空掘巷方式,巷道间留较小煤柱，取5米，两区段间留有较大煤柱，取30米。故工作面长度为：
=(1100-30×2-5×4-10×4.5)/5=195 m
2、确定采区内工作面数目
回采工作面是沿倾斜方向布置，沿走向推进，采用走向长壁法开采。
工作面数目： N=(L-S0)/(l+l0) ------------(公式1-4)
式中：
L ----- 煤层倾斜方向长度(m)；
S0 ---- 采区边界煤柱宽度(m)；
l ----- 工作面长度(m)；
l0 ---- 回采巷道宽度，因采用综采，故 l0取5(m)。
N=(1100-30×2)/(195+10) =5.07，取5.
3、工作面生产能力
Qr = A/T×1.1 -----(公式1-5)
式中：A----采区生产能力，150万t/a ；
Qr ----工作面生产能力，万t ；
T----每年正常工作日，330天。
故： Qr = A/T×1.1 =150/330×1.1 =4132.23 t

4、确定采区内同采工作面数及工作面接替顺序
生产能力为150万t/a,且工作面生产能力为4132.23t。目前开采准备系统的发展方向是高产高效生产集中化，采用提高工作面单产，以一个工作面产量保证采区产量，所以定为采区内一个工作面生产。以K1煤层为例,5个区段工作面接替顺序，采用下行开采顺序
K1工作面接替顺序图
区段1
①
区段2
②
区段3
③
区段4
④
区段5
⑤
图.1
对于K1布置一个综放工作面便可以满足生产设计的要求。
K1煤层：区段1→区段2→区段3→区段4→区段5
(说明：以上箭头表示方向为工作面推进顺序。)

第三节 确定采区内准备巷道布置及生产系统
1．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，根据所给地质条件及采矿工程设计规划，在第一开采水平中，把为该采区服务的运输大巷和回风大巷均布置在K3煤层底板下方25m的稳定岩层中，两巷水平间距相距1057.39m 。
2．确定巷道布置系统及采区布置方案分析比较
首先确定回采巷道布置方式，由于地质构造简单，煤层赋存条件好，涌水量较小，瓦斯涌出量较小，直接顶较厚且易跨落。同时为减少煤柱损失，提高采出率，降低巷道维护费用，采用沿空掘巷的方式。因此采用工作面布置图1所示工作面接替顺序，就能弥补沿空掘巷时工作面接替复杂的缺点。
确定采区巷道布置系统， 采区内有3层煤，每一层都布置5个工作面，根据相关情况初步制定以下两个方案进行比较：
方案一：两条岩石上山
在距K3煤层底板15m处岩石中布置两条岩石上山，一条为运输上山，另一条为轨道上山，两上山层位有一定差距，使其分别联结两翼的区段;平巷不交叉；石门联系各煤层。通风路线：新风从阶段运输大巷→采区主石门→采区下部车场→轨道上山→中部甩车场→区段轨道集中平巷→区段联络巷道→区段运输平巷→工作面→区段回风平巷→回风石门→阶段回风大巷。该方案的特点是：岩石工程量大，掘进费用高，联络石门长，但维护条件好，维护费用低，有利于通风，运输能力大。
方案二：一煤一岩上山
在距K3煤层底板15m处岩石中布置一条岩石运输上山，在K3煤层中布置另一条轨道上山，石门联系各煤层。通风路线：新风从阶段运输大巷→采区主石门→采区下部车场→轨道上山→中部甩车场→区段轨道集中平巷→区段联络巷道→区段运输平巷→工作面→区段回风平巷→回风石门→阶段回风大巷。该方案的特点是：节省了一条岩石上山，相对减少了岩石工程量，但轨道上山不易维护，维护费用高，需要保护煤柱。

经济技术比较:
巷道硐室掘进费用
表1-1
方案

工程名称

方案一
方案二
单价
(元)
工程量
费用
(万元)
单价
(元)
工程量

费用
(万元)
上山(m)
1578
1.2×1100
208.3
1284
1100×1.2=304
169.49
联络巷(m)
1152
1.2×54.42×4
30.09
---
----
---
合计

238.39
----
----
169.49

巷道及硐室维护费
表1-2
方案

工程名称

方案一
方案二
单价
(元)
工程量
费用
(万元)
单价
(元)
工程量
费用
(万元)
上山(m)
40
1.2×1100×20
105
90
1.2×1100×20
238.39
联络巷(m)
80
1.2×54.42×4×20
41.79
---
----
---
合计

146.79
----
----
238.39

井巷辅助费
表1-3
方案
工程
名称

方案一
方案二
单价
(元)
工程量
费用
(万元)
单价
(元)
工程量
费用
(万元)
上山(m)
---
----
----
---
---
---
联络巷(m)
951
1.2×54.42×4×20
24.84
---
----
---
合计

24.84
----
----
----
费用汇总表
表1-4
方案
总费用
方案一
方案二
掘进(万元)
238.39
169.49
维护(万元)
146.79
238.39
井巷辅助费(万元)
24.84
0
合计(万元)
410.02
397.59

方案一：岩石工程量达，掘进费用高，联络石门长，但维护条件好，维护费用低，有利于通风，运输能力大
方案二：节省了一条岩石上山，相对减少了岩石工程量，但轨道上山不易维护，维护费用高，需要保护煤柱。
两者费用相差不超过6%，经济上认为两者相同。
综上所述，选择双岩巷上山采区联合布置方式，巷道布置情况见巷道布置图、采区巷道平面图、剖面图，以k1煤层为例 。
3． 确定工作面回采巷道布置方式及工作面推进终点位置
回采巷道布置方式.：单巷沿空掘巷掘进方式。
分析：已知采区内各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，同时，各煤层瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小。因此有利于综合机械化作业，可以充分发挥棕采高产高效的优势。同时，为减小煤柱损失，提高采出率。综合考虑各种因素，采用单巷沿空掘巷掘进方式。这种方式掘出的巷道正处在应力降低区，即好维护又提高了采出率，有取代沿空留巷的趋势。
说明：在采区巷道布置平面图内，工作面布置和推进的位置应以达到采区设计产量及安全为准。工作面推进到距回风大巷30米处的位置，即为避开采掘超前影响所留设的30m护巷。
4．确定通风布置系统
采区内上、下区段相邻工作面交替期间同时生产时的通风系统如图2所示。

图2
第四节 采区中部车场线路设计
该采区开采近距离煤层群，轨道上山布置在煤层底板岩石中，倾角为16°。向区段石门甩车。轨道上山和区段石门均铺设600mm轨距的线路，轨形为15kg/m，采用1t矿车单钩提升，每钩提升3个矿车，要求甩车场存车线设双轨高低道。斜面线路布置采用一次回转方式。。
计算步骤如下：
1、采区中部车场线路设计草图

图3
(一)斜面线路联结系统各参数计算
1．道岔选择及角度计算
由于是辅助提升，两组道岔均选取DK615—4—12(左)道岔。道岔参数
斜面线路一次回转角=；
斜面线路二次回转角
一次回转角的水平投影角为：
=
式中为轨道上山的倾角，=。
二次回转角的水平投影为：
=
一次伪倾斜角为：
=
二次伪倾斜角为：

2．斜面平行线路连接点各参数
本设计采用中间人行道，线路中心距=1900mm。为简化计算，斜面联结点线路中心距取与相同值。斜面联结点曲线半径取，这样：

(二)竖曲线相对位置
取高道平均坡度
取低道平均坡度
取低道竖曲线半径
暂定高道竖曲线半径
高道竖曲线各参数：

低道竖曲线各参数：

2．最大高低差H
由于是辅助提升，储车线按3钩车考虑，每钩车提1t矿车3辆，故高低道储车线长度不小于332=18mm。起坡点间距暂设为零，则
H=1800011‰+18000×9‰=360
这里的存车线长度及起坡点间距都是为了计算最大高低差H而暂定的，该两个暂定值将以计算结果为准。
3．竖曲线的相对位置
两竖曲线上端点的斜面距离为：

=2357.52
两竖曲线下端点(起坡点)的水平距离为：

有计算结果看出，<1000，间距合适。负值表明低道起坡点超前于高道起坡点。其间距满足要求，故取值20000。
(三)高低道存车线各参数
1．闭合点O的位置
闭合点O的位置计算，如图所示。

设低道的高差为x，则

式中
值代入上述两式，并求解则得

2.平曲线各参数
取平曲线外半径，则
平曲线内半径
平曲线转角

3．存车线长度
高道存车线长度为17835，低道存车线长度=17835+366=18204(自动滚动段)。由于存车线处于曲线段，高道存车线处于外曲线，外曲线和内曲线的弧长之差，则低道存车线总长度为17835+491=18326，但具有自动滚行坡度的长度仍为17835，线段长度491应为平坡，并位于闭合点O之前。
4．存车线直线段长度d

式中 ——低道存车线总长度，=18204mm；
——平竖曲线间插入段，取2000mm。
=18204-2000-1834=14370
即在平曲线中止后接14370的直线段，然后接存车线第三道岔的平行线路联结点。
5．存车线单开道岔平行线路联结点长度
选存车线道岔为DK615—4—12，则：

(四)甩车厂线路总平面轮廓尺寸及坡度
1．总平面轮廓尺寸、

2.纵断面线路的各点标高
设低道落平点(起坡点)标高1=0

1

2

提车线 = +=327
2

5

= +
1

3

甩车线 = + H=360
4

1

= +=360+726=1086
4

5

= +
=1086+7719×+1125×sin
=3257
由计算结果看出，提车线的5点标高与甩车线5点标高相同，故标高闭合，计算无误差。
5

6

基本轨起点 = +
6

7

= +
1

8

存车线 = +

3

8

或 =
9

8

= =164

(五)平面图与坡度图
根据上述计算结果，绘制中部车场平面图与坡度图，如图4所示，巷道断面图如图5所示。

高道
标高

长度

角度

低道
标高

长度

角度

图4

第二章 采煤工艺设计
第一节 采煤工艺方式的确定
1、选第一煤层，即k1煤层为对象设置采煤工艺。
由于k1煤层厚度为6.9m，属于厚煤层，硬度系数f=2，结构简单，无断层，故可用综合机械化采煤工艺，放顶煤采煤法。综采放顶煤工作面“三八”制作业形式，即两班采煤，一班准备。采煤机截深为0.6m，割两刀放一次顶煤，放煤步距为1.2m。采煤机割煤高度为2.6m放煤高度平均为4.3m，采放比为1：1.65。
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。放顶煤河割煤交叉作业，同时进行。
2、综采工作面的设备选用国产设备。
3、采煤与装煤
(1)落煤方式与采煤机的选择
采用综合机械化采煤，双滚筒采煤机直接落煤和装煤。依据采区的设计生产能力确定工作面每天的推进度为：
选择采煤机的滚筒截深为600mm，每天正规循环推进六刀，每个循环0.600m
，可满足每天至少推进16.74米的要求。
根据煤层的实际情况，经查《采矿设计手册》，选用采煤机。
采煤机的型号为：MXP—240W
采高 1.35～2.84m
适应煤层硬度 1～3
煤层倾角 α≤ 25°
截深 600mm
滚筒直径 1.4m
卧底量 140 mm
牵引方式 液压无链
牵引力 196KN
牵引速度 0～7.5 m/min
滚筒中心距 6120 mm
电机功率 2×100kw
总质量 15吨
制造厂 西安煤矿机械厂
(2)进刀方式： 为了合理利用工作时间，提高效率。采用端头斜切割三角煤进刀方式，双向割煤。
(3)采放比=
(4)放顶步距：割两刀放一次顶煤，放顶步距0.6×2=1.2m。据《采矿工程设计手册》，一般情况下，当采用小截深(0.5～0.6m)时，割两刀放一次顶煤，放煤步距为2倍的采煤机截深。
(5)放煤方式：单轮、间隔、多口放煤。这种方式工艺简单，便于工人掌握，并可在实践中逐步提高采出率。
4、运煤
(1)工作面采用可弯曲刮板输送机运煤，运输平巷采用转载机和胶带运输机运煤。
1工作面可弯曲刮板输送机型号：SGD—630/180
适用条件： 缓斜2.8~4.5m综采工作面
出厂长度： 200米
运输能力： 400吨/h
刮板链形式： 双边链
电动机型号： DSB—90
电机功率： 2×90kw
电机电压： 1140V
总质量 117.31吨
制造厂 张家口厂、西北一厂、昆明厂
2转载机型号 SZD—730/160
适用条件： 中厚煤层
出厂长度： ～40米
运输能力： 700吨/h
刮板链形式： 中双链
电动机型号： YSB—160
电机功率： 160kw
电机电压： 1140V
总质量： 25.6吨
制造厂： 西北厂
(2)工作面采用自移式液压支架支护
支架型号 ZFS3200 /16/28
支撑高度 1.6～2.8 m
工作阻力 3126 KN
初撑力 2488 KN
支架中心距 1500 mm
支护强度 0.55 Mpa
移架步距 700 mm
支架重量 13.9吨
生产厂 郑州煤机厂
(3)移架方式
由于采用及时支护方式，而且工作面每天推进五刀，所以选择顺序移架方式。
顺序式移架速度快，能满足采煤机快速牵引的需要，适用于顶板比较稳定的高产工作面。
(4)支护方式：由于k1煤层f = 2，顶煤厚度较小，选用及时支护。
(5)工作面的支架需求量:
由n = L / E
式中： N ——工作面支架数目，取整数；
L —— 工作面长度，m；
E —— 架中心距；
n= 195/1.5=130(架)
(6)端头支架
由于巷道宽度为4.5m，而架宽为1.43～1.59 m，因此选2架，上下两端共需4架。另两架空间用单体支架金属铰接顶梁支护。支撑高度：1.6～3.8。
(7)超前支护方式和距离
由于采用综采开采，支撑压力分布范围为20～30米，峰值点距煤壁前方 5-15m,所以超前支护的距离为20米。
选用单体支柱和金属铰接顶梁支护。铰接顶梁的长度为1000mm。
(8)校核支架的强度和高度
①校核高度
经查《采矿设计手册》得到：
在实际使用中，通常所选用的支架的最大结构高度比最大采高大200mm左右。即： Hmax = Mmax+0.2米。最小结构高度应比最小的采高小250—350mm。即：Hmin= Mmin-(0.2 5～0.35)m
已知选用的 ZFS3200 /16/28 支撑掩护式支架的最大结构高度为2.8m>(Mmax+0.2)，满足要求。支架的最小结构高度为1.6m核强度
由P=（2～4）
式中： ---煤容重
M---采高，m。
---煤层倾角 ，度。
一般取上限，
P= <支架工作阻力3126 KN， 满足要求。
5、处理采空区
一般采用全部跨落法处理采空区。

第二节 工作面合理长度的验证
1．从煤层地质条件考虑
该采区内的三层可采煤层的地质条件较好，无断层，煤层倾角为16°，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，所以布置195米的工作面比较合适。
2．从工作面生产能力考虑
工作面的设计生产能力为150万吨/年。正规循环每天进六刀，采煤机滚筒截深为600mm，所以K1煤层的工作面实际年生产能力为：
330×0.600×6×6.9×195×1.3×0.93=193.25 (万吨)
能够满足设计生产能力的要求，一个工作面生产就能够满足设计生产能力的要求，并且考虑到其他各个方面对生产的影响，工作面的长度确定的合理。
3．从运输设备及管理水平角度考虑
采区生产选用的设备均为国内先进的的生产设备，工作面选用的200米刮板输送机能够利用国内先进的技术，能够与时俱进的跟上技术的发展。
由于现在提倡管理人员的知识化、年轻化，所以工作面长度为200米在管理上是毫无问题的。
4．从顶板管理及通风能力考虑
该采区的顶板较稳定，工作面可以适当的加长，综采工作面的长度一般在180~250m，所以选择的工作面的长度为195米较合适。另外，工作面的瓦斯涌出量较低，通风问题能够解决。
5．从巷道布置角度考虑
由于采区倾斜方向长为1100米，除去煤柱宽及巷道宽125米，剩余975米，把每个工作面长度定为195米，975÷195=5， 正好为5工作面。
6. 经济合理的工作面
工作面的长度与地质因素及技术因素的关系十分的密切 ，直接影响生产效率，所以根据条件，以高产量、高效率为原则选择合理的工作面长度。合理的工作面以生产成本低，经济效益高为目标。尽量加快工作面的推进速度，减少巷道的维护时间，降低回采总成本，使设备资源得到最高利用。
第三节 采煤工作面循环作业图表的编制
1、工作面布置图、循环作业图、劳动组织表、技术经济指标表
(见图纸)。
2、有关工种及出勤人数，可参照教学例题和现场经验酌情安排(见图纸)。
工作面劳动组织表
序号
工种
早班
中班
夜班
合计
1
班长
1
1
1
3
2
采煤机司机
3
3
3
9
3
输送机司机
3
3
4
10
4
转载机司机
1
1
3
5
5
胶带输送机司机
1
1
1
3
6
放煤工
2
2
2
6
7
端头维护工
2
2
2
6
8
跟班电工
3
3
2
8
9
运料工

4
4
101
泵站工
1
1
1
3
11
跟班机修工
2
2
5
9
12
技术员
1
1
1
3
13
送饭工
1
1
1
3
合计

21
21
31
73

工作面主要技术经济指标
序号
项目
单位
数量
1
煤层厚度
m
6.9
2
煤层倾角
°
16°
3
采放比

1：1.65
4
日产量
t
4545.45
5
循环进尺
m
0.600
6
平均日推进度
m
2.79
7
回采率

093
8
采煤机
台
1
9
液压支架
架
130
10
端头支架
架
6
11
刮板输送机
部
2
12
破碎机
台
1
13
转载机
部
1
14
胶带输送机
部
2
15
日循环数
个
6
16
生产方式

两采一准
17
出勤人数
人
79
18
回采工效
t/工
57.54
19
截齿消耗
个/万t
20
20
乳化液消耗
Kg/万t
180
21
油脂消耗
Kg/万t
70
3、设计图纸的内容(附图)
本设计绘制两张大图(零号图纸)
(1)、采煤工作面层次图(1：50)
应包括回采巷道剖面图(1：50)，最大与最小控顶距剖面图；
(2)、采区巷道布置平面图和(1：2000)剖面图(1:2000)设计图纸四周各留20mm的边框线，右下角留出标题栏。

小 结

参考文献
1、徐永圻，采矿学 徐州：中国矿业大学，1999
2、陶驰东，采掘机械 北京：煤炭工业出版社，1991
3、采矿设计手册编委会，采矿手册(第四卷)，北京：冶金工业出版社，1990
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，2003