【正文】 帶區(qū)生產能力 (52)式中：n——同時生產的采煤工作面數； k1——帶區(qū)掘進出煤系數，； k2——工作面之間出煤影響系數，n=，n=； 本礦井設計為兩個帶區(qū)工作面同時生產，所以帶區(qū)生產能力為： Mt 60 Mt 通過計算，帶區(qū)的生產能力達到礦井的設計生產能力。 及時支護形式1. 巷道斷面形狀及尺寸帶區(qū)內大巷、工作面巷道、開切眼均采用矩形斷面。 帶區(qū)車場選型設計1．確定帶區(qū)車場的形式、線路布置和調車方式（1）帶區(qū)車場的形式和線路布置本設計帶區(qū)內沒有其它車場，整個帶區(qū)設有進風運料行人、回風運料行人兩個車場，帶區(qū)下部車場均與軌道大巷相連接，除了帶區(qū)上、下部車場外，原則上不設其它車場，但根據實際情況可以回風運料系統中設置車場在。在帶區(qū)車場下部停車線上，礦車與電機車脫鉤，小礦車和材料車通過提升絞車提至平車場的平臺摘鉤，然后沿著礦車行進方向進入帶區(qū)煤層運料平巷。 Q=10+22031 = t 煤倉的斷面半徑： Q =*R2**25 得： R= ，煤倉高度25m，容量1059t。硐室與通道的連接處，設有向外開的防火柵欄兩用門。2號煤層頂板局部為中細粒砂巖，煤層可采性指數94％，煤層厚度變異系數33％。煤層可采性指數74％，煤層厚度變異系數32％。/t。 采煤方法及其機械化程度的確定本帶區(qū)地質條件簡單，要求工作面生產能力比較大，機械化程度比較高，根據煤層厚度條件，本礦采用綜合機械化采煤的回采工藝，全部垮落法管理頂板，經濟效果明顯。我國生產的工作面刮板輸送機大都按150~200 m的鋪設長度設計的。本礦井工作制度為四六制，三班采煤一班檢修，采煤班每班采2刀，日進度為3m，即工作面的推進速度為3m/天；每年按330天計，年推進長度為990m/年。 C——工作面采出率。（二）工作面推進方向和推進長度為減少巷道維護工程量以及獲得良好的通風效果，工作面采用從邊界向大巷推進的后退式開采順序。其中每兩個工作面共用一條皮帶順槽。工作面配套設備表 表61煤電鉆單體支柱刮板輸送機MZ12DWX31SGB 630/150 回采工作面破煤、裝煤方式的確定1. 工作面落煤方式 自移式液壓支架支撐頂板，綜合機械化放頂煤采煤法。兩工序分別滯后采煤機后滾筒5～8m和10～15m。圖61 采煤機進刀方式示意圖 回采工藝 1. 工藝流程：割煤→移架→推前溜→拉后溜→割煤→移架→推前溜→放煤→拉后溜→割煤。后部刮板輸送機運頂煤。（4）放煤頂煤由頂板壓力，支架反復支撐，尾梁上下擺動等綜合方式進行松動，支架收回插板，下擺尾梁放煤。 推移刮板運輸機：移前部運輸機應滯后煤機不小于15m，沿移架方向逐架順序移動輸機；拉后部運輸機由工作面一端向另一端順序拉。在移架結束后就接著放煤。3. 液壓支架的選擇 ，選擇ZZ4800/22/42型支撐掩護式低位放頂煤支架（特性見表64）控頂設計和支護強度校核：（1）工作面支護 本設計中端頭支護使用ZZ4800/22/42型支撐掩護式低位防頂煤支架(特性見表611)。（2）斜巷超前支護 超前支護布置形式采用長鋼梁下套打單體柱，每排三根，點柱為DZ30/110型液壓單體柱。 表63 設備名稱型號數目折舊費（元/t）液壓支架ZZPF4800/17/33134采煤機MXA300/1前部刮板機SGZ764/4001后部刮板機SGZ764/2641轉載機SZZ764/1601破碎機SB12001可伸縮皮帶機SSJ1200/32501乳化液泵WRB200/3采煤機噴霧泵KPB360202隔爆移動變電站KSGZY630/61單體液壓支柱DZ30/11060合計 各工藝過程質量標準(1)割煤質量標準 割過煤后工作面要保證煤壁平直，無傘檐(長度超過1m，最突出部分不超過150mm；長度在1m以下，最突出部分不超過200mm)。(2)移架質量標準 移架質量標準：支架拉過后必須成一直線，其偏差不得超過177。支架頂梁與頂板平行支設，最大仰俯角＜7176。架間距要均勻，中心距偏差不超過177。50mm。生產班組隨循環(huán)推進，將排頭支架前回掉的單體柱向前打，使超前支護20m內始終保持每排3柱，同時又不影響轉載機推拉，柱子要用8鐵絲連鎖防倒。支架底板比壓驗算 采區(qū)底板比壓值P1＝，支架底座箱對底板比壓P2=，即P1＞P2。 回采工作面支護方式1. 支護方式 本采區(qū)煤平均厚度6m，因此，采用自移式液壓支架支護，完成對工作面頂板的支撐、切頂、擋矸、護幫、支架前移，以及推拉工作面刮板輸送機等一套動作。30mm。工作面推采出切眼，架后頂煤冒落即開始放煤，放煤要從工作面一端開始單向進行，不得雙向進行。（3）支護方式 工作面采用ZZ4800/22/42放頂煤液壓支架跟機移架支護方式支護，上下端頭采用ZTFS5400/16/32型端頭支架、雙銷頂梁配合單體柱支護。采煤機端頭斜切式進刀，雙向割煤，往返一次進兩刀，兩刀放一次頂煤。2. 進刀過程如下： (1)當采煤機割至工作面端頭時，其后的輸送機槽已移近煤壁，采煤機機身處沿留有一段下部煤，如(圖61，a)所示； (2)調換滾位置，前滾筒降下、后滾筒升起、并沿輸送機彎曲段返向割入煤壁，直至輸送機直線段為止。 ，日進度3m，每天進5刀，為實現高產高效，用一個工作面保產。為 工作面兩側靠近工作面的順槽之間留設15 m煤柱；順槽之間每隔50 m掘聯絡巷。確定首采帶區(qū)工作面平均推進長度為800 m。則，t。則，t綜合以上多種因素，確定工作面長度為120 m，現驗算工作面生產能力。根據以上技術分析和目前我國煤礦實踐經驗。 回采工作面參數的確定影響工作面長度的因素有設備、煤層地質條件、瓦斯涌出量及生產技術管理的難度等。根據河北煤田地質研究所對礦井2＃煤層煤樣自燃傾向性鑒定報告，自燃傾向等級為三類，不易自燃。屬于不穩(wěn)定煤層帶區(qū)：179。6＃煤層厚度0～。全區(qū)厚度無明顯變化。（3）帶區(qū)變電所 帶區(qū)變電所應設在帶區(qū)用電負荷集中的地方，放置在帶區(qū)集中進風巷一測，*；*,采用錨噴支護。帶區(qū)煤倉采用垂直煤倉，斷面為圓形，煤倉高度為25m，用混凝土砌碹支護，壁厚300mm。帶區(qū)下部車場長度為20m，上部車場為15m，斜坡水平投影為90m，坡度為18度，豎曲線半徑，因所選軌道軌距為900mm，則取R=12m，下部車場存車為7個礦車，上部存車為5個礦車。工作面運輸巷，凈寬3500mm，凈高2800mm。 則： Q=15017506104=1323(萬噸) 采用下面公式計算帶區(qū)采出率： 帶區(qū)采出率=(工業(yè)儲量－開采損失)/帶區(qū)工業(yè)儲量100% (56) 帶區(qū)開采過程中的煤柱損失主要有：帶區(qū)煤柱損失，工作面的落煤損失，約占帶區(qū)煤柱損失的3%—7%，這里取6%。M由以上分析，每割一刀煤的循環(huán)時間T循為： T循=T+T端+T故 (53) =+20+20=128(分鐘)所以，綜放面每班進2刀是能夠實現的。根據實際情況，分。雙向割煤，往返一次割兩刀。每個掘進工作面配備兩臺FDⅡ型255 kW局部通風機，通風方式為壓入式。帶區(qū)內所有工作面順槽均沿煤層底板掘進，采用連續(xù)采煤機及其配套的設備施工，后配備刮板輸送機和膠帶輸送機組成機械化掘進系統，采用轉載機、給料破碎機和膠帶輸送機運煤。 （五）帶區(qū)運輸 帶區(qū)內分帶運輸順槽鋪設B=1320 mm的膠帶輸送機，運輸煤炭到大巷膠帶運輸機，帶區(qū)內輔助運輸采用固定車廂式礦車運輸，材料車從井底車場出來，經輔助運輸大巷到回采工作面的軌道運輸順槽，再到工作面。分帶平均長2400 m，寬300 m，工作面長300 m，兩條條巷道均為5 m寬， m高，加上15 m的煤柱，分帶寬為140 m。主、副、風井及部分大巷貫通形成通風回路之后就可以布置回采巷道。且一帶區(qū)靠近井筒，礦井初期工程量小，運輸距離短。在受褶曲、斷裂影響的地段，須防片幫。④、直接底板：主要為粉～細砂巖，其次為泥巖、炭質泥巖，其抗壓、抗拉強度次于頂板。礦井水文地質類型為中等。2. 水文條件井田內含水層自下而上有奧灰強含水層，厚度大，富水性較強；大青灰?guī)r含水層厚度5—6m，為較強含水層；，為較強含水層：野青灰?guī)r含水層含水性差，一般不含水；，含水性弱到中等；上石盒子組細砂巖以上含水層厚度大于100m，雖含水性不強，但靜儲量比較大；第四系砂礫石層最厚94m，一般50—60m，富水性較強。屬于緩傾斜煤層， 煤質與地質情況 1. 煤層情況根據礦井地質勘探資料，本帶區(qū)內所采煤層為2，灰黑色，含炭質，泥質膠結，局部變相為炭質泥巖，直接頂為粉砂巖，灰黑色，含黃鐵礦及云母碎片，局部變相為細粒砂巖。清洗工作面后的污風，有各自的分帶回風巷至總回風巷，再經回風石門進入主井排出地面。各生產系統如下： 1. 運煤系統：由工作面采出的煤裝入刮板式輸送機運至分帶運輸巷道，經轉載機至膠帶輸送機運至煤倉在運輸大巷裝車，有電機車牽引至井底車場，噢通過主井提到地面。 信號硐室硐室形狀取直墻半圓拱，寬3米，高3米。煤倉容積：Q=2401042/（30014）＝816m3煤倉直徑:D=7m煤倉高度：H=816/（D/2）2＝21m 調度室和保健站調度室和保健站采用聯合布置，采用擴散通風，長度5米，鋪設厚的混凝土地板或木地板。（2）不拐彎，不易發(fā)生堵倉。水泵房尺寸見第七章第四節(jié)。水倉采用機械清理，射流泵清倉，沉淀漿排泥。（4） 通過能力計算N=（1+k）ta=153/(1+)64=，滿足設計規(guī)范要求。（3） 調度圖表：機車運行時間統計結果如下：煤列車由入場到出場的運行時間為287秒。 凡一臺電機車（或列車）未駛出之前，另一臺電機車（或列車）不能駛入的線路，應劃分為一個區(qū)段。 道岔特征表 表49道岔名稱轍岔號曲線半徑（米）主要尺寸參數（毫米）圖示轍岔角（α）abLSL0DK624515單開道岔515325841427400——DX62451216渡線道岔412349634041329216006300 井底車場的調車方式固定式礦車采用甩車調車：電機車牽引重列車行至分車道岔前10～20米進行減速，并在行進中電機車與重列車摘鉤，電機車加速駛過分車道岔后，將道岔搬回原位，重列車借助慣性駛向重車線。（3） 道岔：1噸礦車的井底車場，選用4號道岔。（4） 調車線長度： L=mnl1+Nl2+l3=米 （4－4－3）為取整數72米。副井空、重車線長度：L=mnl1+Nl2+l3=米取整數為64米。 車場內各種存車線長度計算 存車線長度的確定：（1） 底卸式礦車運煤的井底車場主井空、重車線長度：掘進煤集中在井底車場用翻車機處理時，由掘進煤列車空、重車線長度確定底卸式礦車空、重車線長度。5. 礦井沼氣涌出量及通風系統。本礦采用立井開拓，立井延伸。 井底車場 確定井底車場的形式㈠ 井底車場的選擇原則：1. 車場的通過能力，應比礦井生產能力有30%以上的富裕系數，有增產的可能性；2. 調車簡單，管理方便，彎道及交叉點少；3. 操作安全，符合有關規(guī)程、規(guī)范要求；4. 井巷工程量小，建設投資??；便于維護；生產成本低；5. 施工方便，各井筒間、井底車場巷道與主要巷道間能迅速貫通，縮短建設時間。④ 煤組底部有煤質堅硬、圍巖穩(wěn)固、無自然發(fā)火危險的薄或中厚煤層，也可在該煤層中布置運輸大巷。④ 當煤層有自然發(fā)火危險時，一旦發(fā)火就必須封閉大巷，導致礦井停產，而且因煤柱受采動影響破壞，密閉效果不好，處理火災更困難。大巷設在煤層內，掘進施工容易，掘進速度快，有利于采用綜掘，沿煤掘進能進一步探明煤層賦存情況。所以本井田采用集中分組布置。但根據煤層間距大小不同，集中的程度也不一樣，間距近可以全部集中，間距遠則易分組集中。根據礦井生產能力和地質條件的不同，大巷可選不同的運輸設備和運輸方式，而不同的運輸設備又對大巷提出了不同的要求。礦井瓦斯和礦井涌水量都不大，且煤層局部受斷層切割，落差較大，故本井田比較適合上山式走向長壁開采。我國大多數礦井過去的階段高度偏小，水平儲量不足，造成接替緊張，增大了后期總工程量，使管理復雜化。水平或近水平煤層，階段高度的計算已無實際意義，應按水平運輸大巷兩側盤區(qū)上、下山長度決定水平開采范圍的大小，并要保證水平服務年限。圖43 風井井筒斷面（1:50） 開采水平的設計 水平高度的確定應考慮如下因素根據水平服務年限 根據煤炭工業(yè)設計規(guī)范規(guī)定，為使每個開采水平有足夠的儲量保證服務年限，可按下式計算必須的階段高度。主井主要用于提煤。提升設備、矸石等。根據以上原則確定井筒及工業(yè)廣場位置如圖所示：（2）副井副井井筒采用立井開拓，圓形斷面， m2。