【正文】 層大巷能適應地質構造的變化，便于保持一定的坡度和方向。但是煤層大巷也有下列缺點：① 煤層大巷的巷道維護困難，維護費用高。我國一些礦區(qū)的實際情況是層間距小于50m的煤層一般采用集中布置。根據《設計規(guī)范》規(guī)定，礦井第一水平服務年限不應低于25年,該井田分為一個水平，在100米。盤區(qū)上、下山長度根據《煤炭工業(yè)設計規(guī)范》規(guī)定，采用盤區(qū)準備時盤區(qū)上山長度一般不超過1500米，盤區(qū)下山不宜超過1000米。主井井筒斷面和井筒特征表分別見圖42和表42。井筒內裝設井筒裝備一對3噸雙層單車普通罐籠，井壁采用混凝土支護方式，另外敷設排水管兩路，風管一路，消防灑水管路一路。 。在比較中需要說明以下幾點：（1）兩方案中階段的劃分和采區(qū)的布置均相同，故大巷和采區(qū)上山的開掘長度相同，費用也基本相同，故未對其進行比較（2）兩方案中井底車場的形式和建設費用雖稍有差別，但相對較小，故也未予以比較。方案二較方案一雖然立井井筒工程量較大，增加了石門，掘進費用大大增加，提升設備也較復雜，環(huán)節(jié)較多。2. 井底車場布置簡單，易于掘進及生產管理。 開拓方案比較表 表41方案 優(yōu)缺點優(yōu) 點缺 點方案一1. 井筒短，初期工程量小。綜合考慮礦井的地質條件，煤炭儲量情況，瓦斯含量情況，在本礦井中可提出3個技術可行性方案。 立井開拓時井筒沿煤層傾向位置的幾個原則。（1） 井筒設在井田中央（儲量分布的中央），可使沿井田走向的井下運輸工作量小，而井田偏于一翼邊界的相應井下工作量要較前者大； （2） 井筒設在井田中央時，兩翼產量分配，風量分配比較均勻，通風網絡較短，通風阻力較小。② 井田兩翼儲量大致平衡，井下運輸、通風、開采比較有利。各煤層變質程度較高，煤種牌號為無煙煤。斷層基本為高角度正斷層，斷層面傾角一般60—70186。煤層傾角25176。 松散移動角45176。儲量計算公式： Q=SMγ （2,㎞2.可采煤層為2號6號共2個煤層.井田尺寸， km，煤層的平均傾角約為9o。因此野青煤也為貧煤。從各煤層煤質資料整理的結果，按照煤礦儲量規(guī)范方案來看，揮發(fā)分個別低于10％，一般在10％－14％左右，其粘結性多為粉狀和粘著，膠質煤層厚度為零，測定曲線類型皆為平滑下降，皆為貧煤。 1號煤和2號煤層位有火成巖侵入。含煤1014層可采及部分可采者有9等6層，局部夾落層細粒砂巖。兩組含煤14－16層。礦井水文地質類型為中等。地層走向近南北，傾向向東或向東南傾斜，傾角10—30186。7）上石河子組四段上部以紫紅色粉砂巖為主顏色較深俗稱豬肝色中部含23層綠灰色中厚層狀含粒砂巖，多含肉紅色及石底部常為一層粗粒砂巖，底部局部地段也有中性火成巖侵入。1號煤及2號煤為可采和部分可采煤層。該區(qū)井田為全掩蓋區(qū)，經鉆孔地面調查及井巷工程的揭露，地層自老至新有：奧陶系、石炭系、二迭系及新生界。對2煤回采影響最大的是斷層。西午鐵路從井田西部通過，礦專用鐵路線在上泉站與西午線接軌；“邯長”公路，東臨“邢都”公路，交通比較方云駕嶺新礦交通圖 自然地理礦井北部以第一剖面線與郭二莊為界；南部以第13地質剖面線與上泉勘探區(qū)為界；西部以井田F4斷層為界；東部以F22斷層及550m標高水平切各煤層為界。地理坐標：北緯36176。地層傾角15176。火成巖主要入侵煤層是9，對2煤基本沒有影響。底部為一層含鮞粒鋁土泥巖。5）上石河子組二段以灰白色淺灰色中厚層狀含礫砂巖23組，間夾暗紫色花斑色粉砂巖及灰色細粒砂巖底部砂巖一般較厚約40米，具磨圓度差，分選不良等特點，上部與中部火成巖侵入。以下以粘土和亞砂土為主。礦井正常涌水量340m179。9號煤層為下組煤，因受奧灰水威脅，故暫不可采。1號煤和2號煤層位有火成巖侵入。2）6號煤層6煤為礦井可采煤層，煤層厚度3m，屬較穩(wěn)定薄煤層。直接頂：粉砂巖，灰黑色，含黃鐵礦及云母碎片，局部變相為細粒砂巖。因此大煤的物理特性一般，呈金剛光澤或半金剛光澤，斷口為半貝殼狀 。煤田范圍劃分為井田的原則為：（1）井田范圍內的儲量，要與煤層賦存情況、開采條件和礦井生產能力相適應；（2）保證井田有合理尺寸；（3）充分利用自然條件進行劃分，如地質構造（斷層）等；（4）合理規(guī)劃礦井開采范圍，處理好相鄰礦井間的關系。9號煤層為下組煤，因受奧灰水威脅，在目前的技術條件下暫不可采，故也不計入工業(yè)儲量。 β0=58176。2） 式中 Q采可采儲量； Q工工業(yè)儲量；P永久煤柱；n地質及水文損失系數，%；K設計采區(qū)回收率，2煤取75%。第四章 井田開拓 概述 地質構造井田為單斜構造，以斷裂構造為主，伴有寬緩的褶曲及火成巖侵入。1號煤及2號煤為可采和部分可采煤層。礦井水文地質類型為中等。⑦ 井底車場及主要硐室盡量布置在較穩(wěn)定的巖層中，便于硐室的開掘和維護。如井筒偏于一側，一翼過早采完，然后產量集中于另一側，將使運輸，通風過于集中，采煤掘進互相干擾，甚至影響全礦生產。因此，井筒應可能不通過或少通過流沙層、較厚的沖積層及較大的含水層。用暗斜井延伸水平下部的煤層。方案二和方案一基本相同，只是采用上山開采，在提升、運輸、通風、排水和掘進等方面比下山開采更優(yōu)越。3. 地面生產系統(tǒng)分散，不便管理。地面生產系統(tǒng)也較分散，不便管理。 井筒位置的確定 井筒位置的確定在井田內布置一對主副立井，在井田邊界西部布置一個風井，采用分區(qū)對角抽出式通風方式。 。副井井筒特征表 表41圖41 副井井筒斷面(1:50)主井：（1）主井主井井筒采用立井形式，圓形斷面，凈直徑為6 m。根據煤層賦存條件及地質構造 煤層傾角不同對階段高度影響較大。但階段斜長過大又會使一部分生產經營費增加。運輸大巷可有單煤層布置（稱分煤層運輸大巷），分煤組布置（稱分組集中運輸大巷），或全煤組集中布置(稱集中運輸大巷)，主要根據煤層的數目和間距來定。由于運輸大巷不僅要為上水平開采的各煤層服務，還將作為開采下水平各煤層的總回風道，其總的使用期限達十余年至數十年，為便于維護和使用，應不受開采各煤層的采動影響，一般將運輸大巷設在煤組的底板巖層中，有條件時，也可設在煤組底部煤質堅硬圍巖穩(wěn)固的薄及中厚煤層中。就我國目前情況而言，在某些條件適合的情況下，可考慮使用煤層大巷：① 煤層賦存不穩(wěn)定、地質構造復雜的小型礦井，尤其地方小煤礦或生產勘探井，煤層大巷對探明地質情況、及早布置和準備采區(qū)有重要意義；② 井田走向長度不大或煤組中距其它煤層甚遠的單個薄或中厚煤層，儲量有限，服務年限不長。本礦的設計年生產能力為300萬噸，年工作日為300天，兩班生產，一班準備，每日凈提升時間為14小時。7. 井底車場所處位置的地質、水文地質及礦井涌水量。（2） 材料車線： L=nl1=米 （4－4－2）式中 ： L材料存車線長度，米； n容納的材料車，10輛； l1一個材料車帶緩沖器的長度。當采用甩車方式調車時，作為甩車的道岔（包括渡線道岔），可選用5號道岔；不通行電機車的，可采用4號道岔。 對通過線和有跟蹤列車（或電機車）形式的線路，區(qū)段劃分不宜太多、太密。 井底車場各硐室布置 水倉由兩個獨立的巷道組成,及主倉和副倉,當一個清掃時另一個正常使用,。 管子道布置管子道為泵房通往井筒的斜巷道，布置在泵房的頂端，除設置排水管外，還可作安全出口，由井筒引入的電纜也由此進入中央變電所，管子道傾角30度，中設人行階梯，高3米。 井下火藥庫根據《設計規(guī)范》，火藥庫距主要井巷及硐室死亡距離符合規(guī)定要求。后運至采煤工作面。底板為粉砂巖，灰黑色，泥質膠結，含植物根部化石，具緩波狀層理。②、直接頂板：主要為細～中粒砂巖，比較穩(wěn)定，巖性堅硬，具有較大的抗壓、抗拉強度。該井田一水平共劃分為4個帶區(qū)。 （二）區(qū)段要素 首采帶區(qū)東一帶區(qū)位于大巷南側，走向長平均1200 m，傾向長平均2400 m。地面工業(yè)廣場→副井井底車場→輔助運輸大巷→一帶區(qū)輔助集中運輸巷→1201輔助運輸平巷→1201工作面→1201膠帶運輸巷→1201回風石門→運輸大巷→風井 帶區(qū)內巷道掘進方法帶區(qū)內巷道主要有兩種：巖巷和煤巷。工作面布置為綜放面。故障時間： 根據大量調查，國產綜采設備機電事故影響時間占總工時的8%15%，每割一刀煤影響時間為15～30分鐘。 按規(guī)定，掘進出煤量按工作面出煤量的5～10%計算，取5% Q掘=1165%= Q區(qū)=116+=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。 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(tǒng)中設置車場在。 Q=10+22031 = t 煤倉的斷面半徑： Q =*R2**25 得： R= ，煤倉高度25m，容量1059t。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％。/t。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。 C——工作面采出率。其中每兩個工作面共用一條皮帶順槽。兩工序分別滯后采煤機后滾筒5～8m和10～15m。后部刮板輸送機運頂煤。 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。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)。 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)。支架頂梁與頂板平行支設，最大仰俯角＜7176。50mm。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。30mm。（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。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。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(lián)絡巷。則，t。根據以上技術分析和目前我國煤礦實踐經驗。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。6＃煤層厚度0～。（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)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。 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%。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