【正文】 3．以相鄰的礦井井田境界煤柱為界；4．人為劃分井田境界。由煤層底板等高線及儲量計算圖上提供的資料可計算出來設計礦井工業(yè)儲量匯總表見2－2。）β（176。立井開拓的適應性很強，一般不受煤層傾角、厚度、瓦斯、水文等自然條件的限制。風井就不需要留設保護煤柱，減少了煤柱的損失。⑶井筒位置選擇根據(jù)井田地形和地質(zhì)條件，從首先滿足第一水平的開采，縮短貫通距離，減少井巷工程量考慮，將主、副井筒設置在井田走向的中央處。km二水平68984排水/萬立方米二水平6182436561824365表34 生產(chǎn)經(jīng)營費方案項目方案Ⅰ方案Ⅱ工程量/萬t在礦井開拓方式確定以后，還應對礦井主要井筒（包括主井、副井、風井）的橫斷面布置形式、井筒裝備、井筒斷面尺寸、井筒支護材料等特征進行說明。井筒斷面布置如下：圖3－5 副井斷面布置圖副井風速校核：式中：——通過井筒的風速，m/s；——通過井筒的風量，m3/s；——井筒凈斷面積，m2；——井筒的有效斷面系數(shù)，；——《安全規(guī)程》規(guī)定的允許最大風速；由此： ＝8m/s所以井筒選擇符合要求。井窩深度：箕斗井為清理井底撒煤，平臺下再設≥4m井底水窩。2 主井采用16t箕斗，副井采用罐籠提升。，裝備有一對16t箕斗。存車線為存放空、重車輛的線路，它由主井重車線、主井空車線、副井重車線、副井空車線及材料車線組成。本礦井運煤直接由膠帶輸送機運往煤倉，故無需計算主井空、重車線長度。900mm軌距搖臂長度。直線部分為存車線和行車線，以及其他輔助線路。T＝12000mm，K＝18848mm；圖3－9 彎道線路連接3）道岔礦井窄軌道岔是線路連接系統(tǒng)中的基本元件，其作用是使車輛由一條線路駛向另一條線路。區(qū)段劃分根據(jù)區(qū)段劃分的原則，井底車場區(qū)段劃分如下：區(qū)段劃分 Ⅰ：123；Ⅱ：34；Ⅲ：45；Ⅳ：56；Ⅴ：67；Ⅵ：78；Ⅶ：89；Ⅷ：910；Ⅸ：1011；Ⅹ：111；區(qū)段劃分詳見圖 315 調(diào)度圖表的編制表38 列車運行時間表區(qū)段　運行狀況運行距離（m）運行速度（m/s）運行時間（s）Ⅰ123拉重列車120260Ⅱ34拉重列車512Ⅲ45拉重列車2Ⅳ56推重列車120260Ⅴ67推重列車2Ⅵ78拉空列車303Ⅶ89拉空列車42Ⅷ910拉空列車7Ⅸ1011拉空列車51Ⅹ111拉空列車8534　合計　　圖316 調(diào)度圖表通過能力計算本設計礦井煤直接從帶區(qū)通過膠帶輸送機運送到井底煤倉，車場的通過能力只與膠帶輸送機的技術特征有關，因此無需計算井底車場的通過能力。井底車場、主石門、運輸大巷、軌道大巷、回風大巷及工作面巷道斷面均按通過設備最大尺寸和通風行人的安全尺寸設計。通常為一條較寬的傾斜巷道，其中分成兩個隔間，一個用以存煤，另一個為人行通道。 主井井底小水泵房：為了清理撤煤和防止箕斗裝載設備被水淹沒，必須及時排除井底積水。硐室必須設置易關閉的既防水又防火的密閉門，門內(nèi)可設向外開的鐵珊門，但不能妨礙門的關閉。中央水泵房硐室必須采用不燃性材料支護，如砌料石或混凝土碹，在堅固的巖層中也可是用錨噴支護，但不得有淋水。據(jù)上述可知，本礦正常涌水量618立方米/小時，小于1000立方米/小時?！栋踩?guī)程》規(guī)定：突出礦井、高瓦斯礦井、低瓦斯礦井高瓦斯區(qū)域的采煤工作面，不得采用前進式采煤方法。礦井產(chǎn)量的驗算：式中：——礦井同采工作面產(chǎn)量總和，萬t；——第i號工作面采高，m；——第i號工作面長，m；——第i號工作面年推進度，m/a；——第i號工作面煤的容重，t/；N——同采工作面數(shù)。設計中的巷道有：井底車場、運輸大巷、回風大巷、回風石門、分帶運輸斜巷、分帶回風斜巷、進風行人斜巷、工作面開切眼。呂家坨礦區(qū)煤層賦存比較穩(wěn)定，可采煤層主要為71煤層，71煤層屬于近水平煤層，平均傾角12176。（以第一水平第一階段內(nèi)帶區(qū)為例）本礦井沿走向劃分為28個多分帶組成的3個帶區(qū)，礦井投產(chǎn)區(qū)為井田中央靠近工業(yè)廣場的1號條帶工作面。煤倉壁采用砌碹支護。帶區(qū)變電所采用不可燃材料支護，且采用錨噴支護形式。如神東大柳塔煤礦在工作面長238m、采用全套進口綜采設備（、PM4電液控制系統(tǒng)、美國6LS5型電牽引采煤機、功率1500kW等），2000年度綜采面單產(chǎn)達到8030kt，；，～，綜采面日產(chǎn)達到25～27kt；本礦井鄰近的張集煤礦在工作面長220m、（131煤層頂板Ⅱ1～Ⅲ4類、底板Ⅲa類）的條件下，采用國產(chǎn)ZZ600020/42型液壓支架、MG400/920WD型采煤機；、煤層傾角15176。⑤ 加快工作面推進速度大采高工作面加快推進速度，縮短端面頂板及煤壁懸露時間，減少煤體及端面頂板的累計變形量，亦可提高煤壁的穩(wěn)定性。在確定采煤方法及回采工藝的類型的基礎上，對首采區(qū)首先投產(chǎn)工作面回采工藝設計，回采工藝設計主要包括機械設備選型、確定作業(yè)方式、確定支護方式和采空區(qū)處理方法、繪制機械配備平剖面圖、編制循環(huán)圖表及工作面技術經(jīng)濟指標表。近年來液壓支架有向重型發(fā)展的趨勢，支架工作阻力逐年增加，美國長壁工作面支架工作阻力大部分在7000～8000kN，最大的二柱掩護式支架工作阻力達到9800kN，而美國煤層埋深都在500m以內(nèi)，平均306m。國內(nèi)神東大柳塔礦采用德國高強度掩護式支架，該套設備大修前共回采了6個綜采面，其可靠的性能、卓越的過煤能力為大柳塔礦高產(chǎn)高效的實現(xiàn)提供了保證。1998年，美國長壁面刮板機功率平均1195kW，最大2238kW，運量最大4000～5000t/h。根據(jù)不同類（級）的頂?shù)装逅m應的架型，本礦井112煤層一次采全高工作面可選擇二柱掩護式或者四柱支撐掩護式支架，設計結(jié)合國內(nèi)外大采高液壓支架的實踐經(jīng)驗和發(fā)展趨勢，推薦采用國產(chǎn)高強度支撐掩護式支架。(1)采煤機理論生產(chǎn)率計算Qt＝60運輸能力為700t/h，功率160kW；71煤層綜采工作面破碎機采用LPS1000型國產(chǎn)設備，其破碎能力為1000t/h，功率110kW；71煤層綜采工作面順槽膠帶輸送機選用STJ10004X220S型國產(chǎn)設備。軌道斜巷輔助運輸絞車選擇為無極繩連續(xù)絞車。該礦井設計生產(chǎn)能力為每年240萬噸，年運輸矸石48萬t，井下運輸大巷中采用3t底卸式礦車運煤，輔助運輸通過1t固定式礦車、平板車和材料車來完成。, 安裝壓繩輪后能適應傾角變化，局部安裝卡軌后則可實現(xiàn)彎道運輸，巷道坡度大于14176。工作面實行“兩班半采煤，半班準備”的作業(yè)方式，在采煤班內(nèi)進行“落、裝、運、支、移”等工序，準備班進行加固煤壁、設備檢修、推移轉(zhuǎn)載機及縮短輸送機膠帶、回收運輸巷和回風巷支架、平巷超前支護等工作。r式中：Qt—采煤機小時能力，t/h； Vc—采煤機的牽引速度，取8m/s；m—采高，；B—截深，；r—煤容重，；計算結(jié)果如下：Qt＝608＝2174t/h(2)采煤機技術生產(chǎn)率計算Q＝K1Qt式中：Q—技術生產(chǎn)率，t/h；K1—采煤機技術上連續(xù)工作系數(shù)，K1＝，；計算結(jié)果如下：Q＝2174＝(3)采煤機實際生產(chǎn)率計算Qm＝K2Q式中：Qm—實際生產(chǎn)率，t/h；K2—采煤機在連續(xù)工作系數(shù)，K2＝，；計算結(jié)果如下：Q＝＝根據(jù)以上計算數(shù)據(jù)結(jié)果采煤機選擇MG360W型，其參數(shù)表如下：表42 采煤機參數(shù)型 號采 高截 深傾 角滾筒直徑功 率12176。結(jié)合煤層及頂、底板條件，～。（2）設備選型在技術先進、生產(chǎn)可靠的同時，兼顧設備間的相互配套，保證運輸系統(tǒng)流暢，以期達到采運平衡，最大限度地發(fā)揮綜采設備優(yōu)勢。近年來已有部分長壁面采用智能采煤機，可根據(jù)預先設定的頂煤厚度自動調(diào)整滾筒高度，自動調(diào)整牽引速度和測定采煤機位置。國內(nèi)神東大柳塔礦國產(chǎn)大采高液壓支架采用了大流量片閥，移架速度只能達到12～15s/架。其主要原因是兩柱支架結(jié)構(gòu)簡單。綜合近年來神東大柳塔、補連塔、邢臺東龐、淮南張集等礦的開采經(jīng)驗，在頂板中等穩(wěn)定、煤質(zhì)較硬的條件下，采高可達到5m；對于頂板穩(wěn)定性較差、煤質(zhì)較軟的煤層。如美國10個厚煤層礦井中考慮煤質(zhì)問題有6個礦井留有頂煤（均采用二柱掩護式支架），均不存在頂煤留不住或工作面冒頂問題。硐室與通道連接處，必須裝設向外開的防火柵欄兩用門。.變電所：帶區(qū)變電所是采區(qū)供電的樞紐。回風巷用斜巷與回風大巷聯(lián)接，運輸巷用進風行人斜巷與大巷聯(lián)接。地質(zhì)構(gòu)造簡單，結(jié)合設計礦井礦井實際情況以及現(xiàn)有的生產(chǎn)技術條件，設計采用綜合機械化一次采全高回采工藝，傾斜長壁采煤法，用全部跨落法處理采空區(qū)。各巷道的掘進速度指標見下表（表3－10）表3－10 平巷掘進速度表掘進機械化程度煤巖類別月進度綜合機械化掘進機組煤500半煤巖350液壓鉆車作業(yè)線巖200風動鑿巖機巖120鉆爆法煤300半煤巖200 注：①傾角大于8176。設計中的井筒有：主井、副井、風井。保證年產(chǎn)量的同采帶區(qū)數(shù)采區(qū)的生產(chǎn)能力應根據(jù)地址條件、煤層生產(chǎn)能力、機械化程度和采區(qū)內(nèi)工作面接替關系等因素確定。等候室:在副井井筒附近應設置等候室，作為工人候跟休息的場所。水泵工作的總能力應滿足20小時內(nèi)排出礦井24小時的正常涌水量。中央變電所應根據(jù)規(guī)定，設置滅火器材，如配備滅火設備和充足的沙箱，為此在硐室設計尺寸時，應留出相應的位置。材料、設備和人員都要通過它進出罐籠。本硐室上接煤倉，并與立井井簡直接相連，一般情況下位于井底車場水平之下。軌道大巷：沿煤層底板布置，巷道敷設600mm道軌，1t固定式礦車運輸，采用錨噴支護。（3）主石門巷道斷面尺寸的確定 巷道斷面的尺寸要符合《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定：巷道凈斷面，必須滿足行人、運輸、通風、設備安裝、檢修和施工的需要。求：L0，L，D，CL0= S/tanαL=2a+ L0N=S/sinαC=N S/tan()查表知：L0＝6400mm，L＝14284mm，D＝10526mm，C＝481mm。在本設計中，3噸系列礦車采用20米。行車線為調(diào)度空、重車輛的線路，如連接主、副井空、重車線的繞道和調(diào)車線。 L＝10L材＝152000＝30000mm 取L＝30m3）馬頭門線路長度馬頭門線路指副井重車線的末端至材料車線進口變正常軌距的一段線路，線路布置圖如下所示： 圖38 馬頭門線路布置馬頭門線路Lm可有下式進行計算確定：L0＝a＋2b＋c＋d＋e＋f＋e′＋g＋h＋i＝Ls＋Ln式中：L0—馬頭門線長度，m；Ls—馬頭門重車線長度，m；Ln—馬頭門空車線長度，m；a—從復式阻車器的前輪擋到對稱道岔基本軌起點之間的距離，；b—基本軌起點至對稱道岔連接系統(tǒng)末端之間的距離，其長度取決于對稱道岔的型號。當運輸大巷采用列車運行時，主、副井空重車線長度應符合《設計規(guī)范》規(guī)定：主井空、～2列車，副井進、出車線長度，應能夠容納1～。掘進煤輛占5％，由翻車機翻入井底煤倉從主井提升。4． 應考慮主、副井筒之間的施工時短路貫通。）140140——井筒深度（m）650650650斷面積凈（）掘（）井底車場是連接礦井主要提升井簡和井下主要運輸巷道的一組巷道和硐室的總稱。風井斷面圖如下：圖36風井井筒斷面圖井壁的支護材料及井壁厚度：為了防止井筒圍巖風化及承受地壓，保證井筒的形狀，必需對井筒進行支護。主井井筒斷面布置如下圖3－4 主井斷面布置圖副井主要用于升降人員、設備、材料及提升矸石等，并兼作通風、排水。km）費用/萬元立井提升石門運輸40846排水費155373660515537總計表35 綜合比較方案項目方案Ⅰ方案Ⅱ費用（萬元）百分率（﹪）費用（萬元）百分率（﹪）基建工程費100生產(chǎn)經(jīng)營費100總費用100從前面表格中的計算可以看出，方案Ⅰ的總費用要比方案Ⅱ％，很明顯方案Ⅱ要比方案Ⅰ優(yōu)越的多，故決定采用方案Ⅱ。余下的Ⅰ、Ⅱ兩個方案均屬技術上可行的方案，水平服務年限也均符合要求（大型礦井第一水平服務年限應大于25年）。.井硐形式、數(shù)目及其配置⑴.井硐形式選擇由于呂家坨礦區(qū)地勢平坦，表土層較厚，流沙層較多井筒需要特殊鑿巖法施工，從而確定采用立井開拓方式。其中以煤層賦存深淺和沖積層的水文地質(zhì)條件對開拓方式的影響最大。，根據(jù)公式：式中：T——礦井服務年限，年； Z——礦井可采儲量，萬噸；　 A——礦井生產(chǎn)能力，萬噸/年；　　　K——儲量備用系數(shù)，K=～。各種主要巷道的保護煤柱及可采儲量見表2－3；礦井工業(yè)廣場地保護煤柱留設見圖2－1；工業(yè)廣場保護煤柱設計計算參數(shù)見表2－4。本井田采用塊段法計算的各級儲量，塊段法是我國目前廣泛使用的儲量計算方法之一。12煤層：中灰（15—25）、高硫（）、中磷（—）開采