杨庄煤矿东翼采区3煤二分层开采方案的确定.doc

安徽理工大学 毕业论文（设计）报告 题目 杨庄煤矿东翼采区3煤二分层 开采方案的确定 专 业 采矿工程 层 次 本 科 学生姓名 指导教师 起讫日期2009年6月～2009年11月 摘 要 通过杨庄煤矿东翼采区3煤特厚煤层分层开采二分层开采方案的讨论，对比、研究，结合一分层工作面布置和本矿队伍设置实际及采掘接续情况，综合考虑了二分层开采方案，并且通过对一分层和三分层的衔接，合理的确定了开采方案。 关键词特厚煤层 ；分层开采； 二分层； 支护选型、断面选择、采掘接续； 工作面布置；优化合理 目 录 1 矿井简述1 1.1 矿井情况1 1.2 相关生产系统情况1 1.2.1 提升系统1 1.2.2 运输系统1 1.2.2.1 轨道运输系统1 1.2.2.2 皮带运输系统1 1.2.2.3 工作面生产系统2 1.2.2.4 各大系统生产能力总评2 1.3 现在回采的3煤情况2 1.4 施工队伍和采掘设备配备现状3 2 3煤一分层开采现状4 2.1 一分层工作面布置情况4 2.2 一分层工作面回采情况6 2.2.1 E3101工作面回采情况6 2.2.2 E3107工作面回采情况6 2.2.3 E3103工作面回采情况6 2.2.4 E3108工作面回采情况6 2.2.4 E3106工作面回采情况6 3 3煤二分层开采设计7 3.1 巷道支护形式的设计7 3.1.1 支护材料的选择7 3.1.2 支护材料的加工工艺7 3.1.3 背板的选择7 3.1.4 钢棚的加固形式7 3.2 巷道断面大小的设计7 3.2.1 选择依据7 3.2.1.1 高度选择7 3.2.1.2 宽度选择7 3.2.1.3 支护密度计算8 3.2.1.4 支护强度计算8 3.2.2 巷道断面布置情况9 3.2.2.1 架棚断面上净宽为3.3m的断面设备布置图9 3.2.2.2 架棚断面上净宽为3.0m的断面设备布置图12 3.2.3 架棚断面的选择13 3.3 工作面布置的设计13 3.3.1 工作面布置依据13 3.3.2 工作面布置情况13 3.3.3 工作面接续计划15 3.3.3.1 一分层工作面接续计划15 3.3.3.2 二分层、三分层工作面接续计划15 3.3.3.3 三分层工作面布置15 3.4 采掘接续对设计的影响16 3.4.1 接续工作面准备情况16 3.4.2 工作面搬家对生产的影响17 4 二分层工作面优化布置18 4.1 工作面优化布置的依据18 4.1.1 充分利用E3102工作面搬家前的1个月的富裕时间18 4.1.2 充分利用现有巷道进行方案优化18 4.2 工作面优化布置后的合理性19 4.2.1 优化方案后的优点19 4.2.2 优化方案后的缺点19 4.2.3 优化方案后的效益20 结论21 附录22 参考文献26 致 谢27 28 1 矿井简述 1.1 矿井情况 杨庄煤矿位于位于兖州煤田西北边缘，分别与东部的兴隆庄井田和南部的杨村井田相邻，西部与横河煤矿毗邻，北部为山东省兖州市市区；煤尘爆炸指数38.58，属自燃煤层，自燃发火期3～6个月，低瓦斯矿井，地温230，采深260～350m。井田面积13.27平方公里，矿井地质、水文地质中等～复杂。一对立井开拓，单水平上下山长壁综采工艺采煤，中央并列式通风，一吨矿车双层罐笼提升，主井（主进风井）作为主提升，并兼作上下人员和物料；副井为风井。“五证一照”齐全，合法有效， 2006年复核生产能力为39万吨/年。主（副）井装备有梯子间作为安全出口。 1.2 相关生产系统情况 1.2.1 提升系统 杨庄煤矿矿井设有两个井筒，其中主井为进风井用来上下人员、提升煤炭、矸石，属混合提升。主井提升采用2JK-3/11.5型缠绕式提升机，拖动电机为JR1512-12型，电压6KV、功率330KW，其电控方式为TKD八级加速带动力制动控制系统；井口各闭锁装置齐全，动作灵敏可靠；主提升钢丝绳为619-37-右交型；主提升采用两台GG1-2型罐笼，每台罐笼上均装设BF-122型防坠器；罐笼配有单侧37kg/m钢轨罐道，井架及井底装有中国矿大生产的FHP弹性防撞梁及缓冲托罐装置。整个提升系统防止过卷、防止过速、过负荷和欠电压、闸间隙、松绳、井口2m/s限速、深度指示器失效和后备等保护装置齐全，动作灵敏可靠。 根据绞车提升能力和实际提升数，正常生产时最大提升能力为1250车煤（矸）。 1.2.2 运输系统 1.2.2.1 轨道运输系统 大巷铺设单线永久性轨道，并分段设置折返式车场若干，轨道型号为18kg/m，轨距600mm，永久性轨道总长约6000m。煤矸石运输采用一吨固定式矿车，由2台ZK3-6-250型，4台ZK7-6-250型架线电机车，配备一吨固定式矿车380辆，架空线额定电压250V，轨道坡度3‰，电机车总功率212KW。人员运输采用PR-00型矿用人车，用ZK3-6-250或ZK7-6-250型电机车拖动，并在东翼采区轨道大巷两端头布置专用乘人车场；在弯道或司机视线受阻的区段，设置了列车占线闭塞信号；乘人车场设置信号，达到了人员上下车时严禁其他车辆进入乘人车场的要求。井下斜巷运输、矸石山、煤场运输采用JD系列调度绞车,防跑车、阻车器齐全有效，全部更换了防脱专用销子，各连接部件牢固可靠；井上煤矸运输采用一吨固定式矿车，并布置永久性轨道，钢轨型号18kg/m，轨距600mm，煤场布置一吨翻罐笼一台，SPY-800型皮带机一部，自制块煤输送机一部，矸石山采用前倾式翻矸架一台，车皮周转由2台TM-40HP型柴油机车拖动。 1.2.2.2 皮带运输系统 我矿主要皮带运输系统布置在东翼皮带运输大巷内，总长度4000余米，共布置4部皮带，每部皮带长度为1000余米，巷道坡度较小，采用650皮带机运输，生产能力大于提升能力。 1.2.2.3 工作面生产系统 工作面采用综采支架，200采煤机，运输配套为，采用650皮带机运输。 1.2.2.4 各大系统生产能力总评 杨庄煤矿各大生产系统都能够满足生产需要，只是提升系统受到限制，造成矿井总提升能力较小，形成了瓶颈提升，所有的系统必须以提升系统为主来考虑。 1.3 现在回采的3煤情况 现在回采的3煤为原兴隆庄煤矿的一个采煤工作面，后来划给杨庄煤矿作为东翼采区，该区域可采区域宽度300一米，长度1500余米。3煤厚度在8.40～9.60m之间，平均厚度为8.5m，煤层倾角一般在6～10，属于结构简单全区可采的较稳定缓倾斜厚煤层，采取预采顶分层，然后采底分层放顶煤开采。目前正在回采上分层第五个工作面，上分层还有一个工作面可采。二分层工作面的开采设计必须及时出来，才能有效的保证工作面接续。 该煤层的顶底板情况 顶底板名称 岩石名称 厚 度（M） 岩 性 特 征 老 顶 粉砂岩与细砂岩互层 4.16-17.05 11.3 为灰色，具水平层理，局部夹有泥岩薄层或黄铁矿薄膜。 直接顶 粉砂岩 1.65-7.2 3.7 为深灰色，具水平层理。 伪 顶 砂质粘土岩 0-0.3 0.2 灰色，局部含砂质较多。 直接底 泥岩 0.1－1.44 0.77 灰色薄层状，发育浑浊层理，夹有均匀细砂岩及黄铁矿条带。 老 底 中砂岩、细砂岩与粉砂岩互层 10.34－14.5 12.22 细砂岩或中砂岩，含有大量炭屑，夹有较多黑灰色炭泥质条带及少量泥岩薄层，具有缓波状层理。 1.4 施工队伍和采掘设备配备现状 目前该矿有两个采掘队伍，一个综采队伍，一个个综掘队伍有丰富的锚网支护施工经验，没有架棚施工经验；设备有二套综放设备二部前部溜子，二部后部溜子，二台采煤机，综采支架支护总长度达200m；掘进设备有一台台掘进机。 2 3煤一分层开采现状 2.1 一分层工作面布置情况 一分层工作面布置采取了走向、倾向布置相结合的方式，其中倾向布置4个工作面，走向布置2个工作面。其中E3101工作面、E3107工作面为炮采对拉工作面，E3103工作面、E3108工作面等后采工作面为综采工作面；E3101工作面、E3107工作面分别于2005年、2006年回采结束，E3103工作面、E3108工作面分别于2007年、2008年回采结束，E3106工作面正在回采，E3102工作面正在准备。 倾向布置的工作面有E3101工作面、E3107工作面、E3108工作面E3102工作面； 走向布置的工作面有E3103工作面、E3106工作面 具体布置图见示意图1 2.2 一分层工作面回采情况 一分层回采时，为了给二分层、三分层开采创造条件，采取人工制造假顶的办法，采取铺设金属网的办法，采用长宽61.45m，网格不大于60㎜，采取短边用对接的方式，长边搭接不少于2个网格，同时采用双股16号铁丝每间隔2格连接一扣，并且扭结不少于3圈，来保证假顶的完整性。 2.2.1 E3101工作面回采情况 该工作面回采时，由于该煤层顶板比较松软，同时又有夹矸存在，易冒落；采用炮采工艺，单体支柱配合铰接顶梁支护，顶板不好控制，经研究决定采用留设顶煤的方法控制顶板，留设厚度在1.0m左右不等，再加上局部冒顶，采用接顶的方式处理，采空区内部木料、遗煤较多，由于该工作面为仰采，同时采取了注浆的办法防灭火，注浆材料为黄土；再加上该工作面为梯形，给二分层在其下方开采设计带来了一定的困难。 2.2.2 E3107工作面回采情况 该工作面回采时，与E3101工作面差不多，不同的时，该面没有预留顶煤，而是直接沿顶板回采，局部在夹矸下回采，夹矸上方有少量煤炭，厚度较小。同时该工作面回采时，同样有大量的木料，但该工作面为仰采，同时进行了大量注浆。 2.2.3 E3103工作面回采情况 采用综采支架回采，为俯采，给防灭火回采带来了一定的困难，同时该工作面与E3107工作面之间预留了5m煤柱，尽管采取了埋管注浆，但埋管注浆效果并不好。并且该工作面采取了停采线预留巷道的方法，尽管及时进行了封闭，但是将来E3102工作面回采前还要启封，对防灭火管理不利。 2.2.4 E3108工作面回采情况 采用综采支架回采，为仰采，同时该工作面与E3107工作面之间预留了5m煤柱，采取了带采的方法，进行了回采，实现了无煤柱开采，从而造成了采空区串通，采取了埋管注浆，注浆材料为粉煤灰。 2.2.4 E3106工作面回采情况 同E3103工作面回采 3 3煤二分层开采设计 3.1 巷道支护形式的设计 3.1.1 支护材料的选择 根据设计手册和相邻生产矿井的设计开采经验横河煤矿生产条件、开采水平、开采煤层与杨庄煤矿相似，有很大的借鉴价值。同时为了更好的进行支护形式的选择，参考了周边矿井支护形式的设计，最后杨庄煤矿采取架棚支护，支护材料选用矿用11号工字钢。 3.1.2 支护材料的加工工艺 对于顶梁的加工存在几种方式，根据周边矿井生产过程中出现的现象，决定两端采取工字钢挡块的方式，保证了棚腿与顶梁的位置关系，形成有效的支护断面挡块采用焊接的方式焊接在距离棚梁两端头150㎜处，保证外侧150㎜防止棚腿的位置；；同时根据杨庄煤矿的经验在工字钢棚腿与顶梁结合处加工了两块挡块，能够正好卡在棚腿端头中间位置，避免了棚腿受力后滑脱，离开顶梁； 对于棚腿为了防止压力过大，采取给棚腿穿鞋的方式。鞋的规格为长宽厚1501505㎜的钢板，并焊接在棚腿下方。 以上所有焊接采取圆弧焊接，必须保证焊接质量。 3.1.3 背板的选择 对于背板采用规格长宽厚100020030㎜，周边铺设金属网代替批子或笆片，有效的起到了挡煤的作用。 3.1.4 钢棚的加固形式 为了提高钢棚的稳定性，每棚采取用拉杆固定的方式，拉杆为φ14的A3圆钢加工而成，也可采用综采工区回收上来的废旧锚杆加工，这样起到了节约材料同时有对钢棚进行了加固。 3.2 巷道断面大小的设计 3.2.1 选择依据 3.2.1.1 高度选择 杨庄煤矿的综采支架宽度为1.25m，最小高度为1.7m，采用平板车运输，平板车的高度为398㎜，采用18kg的轨道运输。考虑到支架经过长期使用不能全部落到最小高度，再加上给予一定的巷道变形量，故要求巷道的高度不得低于2.3m。 综采支架全高2.4m，根据设计要求预留100㎜的活柱，防止破坏支架，故采高定为2.20.1m，这也是选择巷道高度的又一因素。 3.2.1.2 宽度选择 根据设计手册内人行道宽度不得小于0.7m，以距离底板高度1600㎜计算，综采机械化矿井人行道宽度不小于1m；设备突出部分到巷帮的距离不得小于700㎜，设备与轨道之间不得小于200㎜，皮带中后部距离巷帮的距离不小于500㎜。以上尺寸以最小距离为准。 杨庄煤矿的皮带机中间部分宽度为1094㎜，高度为650㎜；皮带机头高度1366㎜，宽度1754㎜；矿车高度为1150㎜，道轨面距离底板高度为150㎜。 运输顺槽采取皮带机和轨道运输合一的方式，以便减轻工人的劳动强度，同时考虑到工作面生产时，为了让割煤机能够顺利割到位，避免人工卧底、破煤现象，皮带中心线必须距离回采侧煤壁不少于2200㎜的距离，皮带机头距离回采侧不小于2500㎜。人行道布置在非轨道侧。 轨道顺槽采取轨道单行运输方式，由于考虑回采期间必须安装设备串车车场，故施工期间采用皮带机和轨道运输合一的方式， 人行道布置在轨道侧。 根据以上情况，巷道上宽度采取了3.3m，结合自身架棚施工经验以及周边矿井对梯形棚扎角的选择，综合考虑选择了80扎角。 3.2.1.3 支护密度计算 结合该矿煤巷锚网支护设计依据以及周边矿井架棚巷道支护的棚距，根据矿压显现情况，来确定棚距为800㎜100㎜；根据周边矿井经验和自身经历过的架棚支护经验，对于特殊地段，比如在保护煤柱与采空区交界处、通过上分层预留窄小煤柱下方时、三岔门、四岔门处等，采取减小棚距的办法，或采用架双棚的办法解决；对于局部压力显现明显，造成钢梁弯曲变形的，可以临时采用架设单体加强支护的方式处理。 3.2.1.4 支护强度计算 公式选择依据见附录1 具体计算如下 具体参数见附录2 3.2.2 巷道断面布置情况 3.2.2.1 架棚断面上净宽为3.3m的断面设备布置图 3.2.2.2 架棚断面上净宽为3.0m的断面设备布置图 3.2.3 架棚断面的选择 鉴于工字钢成本较高，再加上设计手册上只是说明新施工的巷道，综采机械化生产的矿井，在巷道断面设计时，人行道宽度不得小于1000㎜，结合煤矿安全规程上有没有说明是开拓巷道还是准备巷道、回采巷道，经过方案的讨论、研究最后，我们按照开拓巷道认为，将回采巷道的人行道宽度按照不小于700㎜执行。 由此我们选择了巷道断面上净宽为3m的断面图。 3.3 工作面布置的设计 3.3.1 工作面布置依据 根据该煤层上分层工作面布置、回采时间现状和该矿综采设备情况，决定了工作面切眼长度不得大于175m。 由于该矿掘进施工队伍其中一支为老队伍，有着丰富的锚网支护施工经验，月进尺在300m以上，但没有架棚巷道施工经验，故在编排工作面接续时，按月度进尺150m考虑；同时为了保证工作面接续，在该设计必须新组织一支队伍，来进行掘进工程，才能保证采掘接续。 要新组织队伍，必须先进行招工，这样一支全新的队伍，施工架棚巷道需要一个适应、培训过程，故对该队伍先期施工进度定在了50m每月，在锻炼一定时日后，在按正常进尺进行考虑。 3.3.2 工作面布置情况 对于工作面的名称，结合设计手册要求和该矿习惯，由于上分层全部采用了E31χχ的编号，为了便于区分，故二分层工作面编号采用了E32χχ，同时三分层采用E33χχ。这样符合该矿的习惯叫法，并且开采层数明瞭。 具体工作面布置图示意图2 3.3.3 工作面接续计划 3.3.3.1 一分层工作面接续计划 E3101工作面→E3107工作面→E3103工作面→E3108工作面→E3106工作面→E3102工作面 目前E3106工作面正在回采，E3102工作面还没有回采。 3.3.3.2 二分层、三分层工作面接续计划 E3201工作面→E3205工作面→E3202工作面→E3206工作面→E3304工作面→E3203工作面→E3303工作面→E3204工作面→E3305工作面→E3301工作面→E3306工作面→E3302工作面→E3307工作面 E3308工作面上方地表为村庄，暂时没有搬迁，同时一分层没有开采，二分层也没有考虑，三分层暂定 3.3.3.3 三分层工作面布置 见示意图3 3.4 采掘接续对设计的影响 二分层设计完成后，随着上分层工作面的开采和二分层工作面的准备，掘进队伍在施工中，摸索出了架棚巷道的施工工艺，再加上矿为了刺激掘进单产水平，缓解采掘工作面的接续紧张局面，采取了鼓励掘进区队提高单产进尺水平的做法，使得接续工作面提前准备出来了，并且还有一定的富裕时间。 该矿结合以上情况，对二分层开采设计在原有基础上，进行了进一步工作面布置优化处理。 3.4.1 接续工作面准备情况 截止到2009年7月份，二分层工作面E3203工作面准备完毕、E3201工作面基本准备结束即轨道顺槽、运输顺槽、运输联络巷、轨道联络巷、安装联络巷，切眼已经施工完毕，现在准备扩切眼；此时上分层最后一个工作面正在回采，回采刚一半，还有2个月的回采时间，相对二分层工作面准备来说还有2个月的准备时间。 E3201工作面准备完毕到8月上旬即将结束，到E3102工作面回撤还有一个月的时间。 结合这种情况，需要充分利用这2个月的时间，对二分层工作面进行优化，来减少工作面搬家对生产的影响。 3.4.2 工作面搬家对生产的影响 该矿只有一套综采支架，故搬家挪面占用一定的时间。工作面安装和拆除距离长的按25天，短的按20天计算；掘进工作面之间搬家距离远的按8天/次，近的按4天/次。 4 二分层工作面优化布置 4.1 工作面优化布置的依据 4.1.1 充分利用E3102工作面搬家前的1个月的富裕时间 切眼扩帮施工完毕后，有掘进一队抽出部分人员对切眼、安装联络巷内进行钉道等杂活，大部分人员可以施工轨道顺槽反向段（E3203工作面中的部段），共157m，将轨道顺槽与运输联络巷贯通。 也可全员出动先在切眼、安装联络巷内钉道等，然后在施工轨道顺槽反向段，在E3201回采前能够施工完毕。 4.1.2 充分利用现有巷道进行方案优化 原来上分层施工的滋阳断层一号探巷早已经施工完毕，启封后即可投入使用，如果借助该巷道，作为E3201工作面、E3202工作面运输联络巷，那么只需各施工157m锚网巷道，从一分层穿到二分层即可，并且该矿掘进队伍有着丰富的锚网支护巷道的施工经验，该段巷道从搬家开始计算，包括炮掘开门、铺设皮带、刮板运输机等，最多需要半个月的时间，并且能够多出煤炭，直接投入较少。 原方案中与优化后方案比较，重叠部分架棚巷道工程量为1341.5m，优化后重叠部分架棚巷道工程量1041m，比原方案节省300m架棚巷道，主要体现在两个工作面的切眼扩帮施工部分。 原方案中E3203工作面、E3204工作面巷道布置架棚巷道工程量统计见附录3 优化后方案E3201工作面、E3202工作面新增架棚巷道工程量统计见附录4 优化后方案E3201工作面、E3202工作面新增锚网巷道工程量统计见附录5 优化后二分层开采方案工作面布置图，见示意图4 4.2 工作面优化布置后的合理性 4.2.1 优化方案后的优点 ⑴比原方案少施工300m架棚巷道 ⑵工作面加长了290余米，延长了两工作面的服务年限，缓解了采掘工作面的接续。 ⑶比原方案减少了两次搬家，能够节省近40余天，提高了主井提升煤炭的能力。 ⑷能够避免二分层与三分层交叉回采的被动局面，实现了上分层与二分层、二分层与三分层的顺利接续。 4.2.2 优化方案后的缺点 ⑴E3201工作面、E3202工作面需要两次过老巷。 ⑵E3201工作面、E3202工作面在回采过程中需要进行运输系统、供电系统的改造。 ⑶给村庄搬迁后，压煤的开采带来一定的困难，需要将穿层段巷道填平，但不影响大局。 ⑷先期施工的E3201工作面新增，架棚巷道616.6m，按照正常棚距计算，新增771棚棚料。不包括开门点、等特殊地段加密的情况。 ⑸根据目前该矿先有的皮带运输机数量，不能满足要求。 4.2.3 优化方案后的效益 在该矿瓶颈提升的限制下，充分利用节省的40天搬家时间，按照当前提升能力，40天能够多生产煤炭、多提升5万余吨煤炭。按目前的吨煤价格630元每吨，产生的效益为3150多万元。 先期多投入的771架钢棚，如果全部按新投入计算的话，需要93万元。其实在实际生产中，有部分回撤下来的钢棚可以复用。 结论 一个采区的设计与开采方案，必须紧密的结合矿井实际情况，来综合考虑工作面布置和开采方案，同时结合矿井掘进、回采实际，及时的调整优化开采方案，减少不必要的时间浪费、工作，减小劳动强度，提高功效，从而实现真正意义上的为生产服务的目的。 附录 附录1 采矿工程设计手册（下 刚性支护构件计算原则与经验公式（2650页） 附录2 支护计算 名称 数值 内摩擦角β，度 30 30 30 容重γ，T/m3 2.5 2.5 2.5 顶梁长，l1 ， m 3.3 3.1 3 高度h1， m 2.3 2.3 2.3 高度h2 ，m 0.907 0.880 0.867 扎角α，度 80 80 80 底宽2a，m 4.111 3.911 3.811 顶梁反力偏心距e2，m 0.6349 0.9069 1.1789 立柱反力偏心距e1，m 1.6399 1.5405 1.4908 材料屈服强度σ，pa 390000000 390000000 390000000 截面模量W，m3 0.0001134 0.0001134 0.0001134 材料截面积F,m2 0.003318 0.003318 0.003318 棚距L，m 0.8 0.8 0.8 顶压分布密度q1，N/m 17772.558 17247.278 16984.638 侧压分布密度q2，N/m 20950.85255 20775.75922 20688.21255 弯矩（Mmax）b，Nm 24192.89 20718.29 19107.72 弯矩（Mmax）0，Nm 14266.36781 28866.76438 48574.77487 N2e2/φF0 5576758.476 7262145.683 8996706.662 N1e1/φFb 12010347.81 15981711.45 20020375.73 立柱给顶梁的力，N1 ，N 24300.22468 34421.5352 44557.37666 顶梁给立柱的力，N2 ，N 29145.50661 26569.90403 25321.25798 （Mmax）b/Wb 213341217.84 182700990.12 168498389.40 （Mmax）0/W0 125805712.7 254557005.1 428348984.8 腿长l2，m 2.334 3.334 4.334 （Mmax）b/Wb-N1e1/φFb 201330870.03 166719278.66 148478013.67 （Mmax）0/W0-N2e2/φF0 120228954.2 247294859.4 419352278.1 安全系数 1.83 2.13 2.31 附录3 原方案中E3203工作面、E3204工作面架棚巷道工程量统计表 巷道名称 设计长度m E3203运输顺槽 已经形成 E3203切眼 已经形成 E3203轨道顺槽 302 E3203扩切眼 157.5 E3204轨道顺槽 312 E3204运输顺槽 308 E3204切眼 131 E3204扩切眼 131 合计 1341.5 附录4 变更方案后E3201工作面、E3202工作面新增架棚巷道工程量统计表 巷道名称 设计长度m E3201运输顺槽 原E3204切眼 133.3 E3201轨道顺槽 原E3203面中部段 157.4 E3201轨道顺槽 原E3204面中部段 133.3 E3201轨道联络巷 原E3204轨道顺槽部段 193 E3202轨道顺槽 原E3203面中部段 157.4 E3202轨道顺槽 原E3204面中部段 133.3 E3202运输顺槽 原E3204面中部段 133.3 合计 1041 附录5 变更方案后架棚新增锚网巷道工程量统计表 巷道名称 设计长度m E3201运输顺槽 村庄煤柱下方 157 E3202运输顺槽 村庄煤柱下方 157 合计 314 附录6 变更方案后E3201工作面新增架棚巷道棚料统计表 巷道名称 设计长度m 棚料 棚/m 合计（棚） E3201运输顺槽 原E3204切眼 133.3 1.25 167 E3201轨道顺槽 原E3203面中部段 157.4 1.25 197 E3201轨道顺槽 原E3204面中部段 133.3 1.25 167 E3201轨道联络巷 原E3204轨道顺槽部段 193 1.25 241 合计 617 771 附录7 先期施工的架棚巷道多投入统计表 多投入棚数 每棚用料长度m 棚料总质量（吨） 棚料单价（元） 棚料总价（万元） kg/m kg/棚 合计 771 9 26.25 236.25 182.15 5100 92.90 参考文献 [1] 煤矿安全规程 煤炭工业出版社 2006 11 [2] 张荣立、何国伟等 采矿工程设计手册 煤炭工业出版社 1996 [3] 吴志羲等 煤矿矿井采矿设计手册 煤炭工业大学出版社 1984（12） [4] 陈继刚 张建中 唐平 工程力学 中国矿业大学出版社 20028 [5] 济南澳科矿山工程技术有限公司 杨庄煤矿煤巷锚杆支护技术研究报告 2006 [6] 公为梅 E3106回采作业规程 2008（4） 致 谢 通过指导教师对我论文写作的指导，使我的论文水平得到了提高，同时充实了自己的文化水平，提高了的论文写作能力，掌握了论文的要素，为将来进一步提高文化水平奠定了基础。 在此我感谢我的指导教师，感谢他牺牲自己的休息时间对我进行论文指导，同时，感谢他能够认真对待我这样一个进修者。 同时感谢在校期间曾经帮助过我的其他教师和同学们，我感谢你们在学校里对我的帮助。 我感谢广大帮助过我的人，我将以优异的成绩来报答大家对我的指导、。关怀和照顾