【文章內(nèi)容簡介】 簡單，通風容易，巷道掘進費用比采區(qū)少，投產(chǎn)快。采用無煤柱護巷煤柱損失比方案一少。減少了煤倉和聯(lián)絡(luò)斜巷的施工量，使運煤、運料集中處理，符合集中化生產(chǎn)理念，采用集中化生產(chǎn)，從根本上克服了方案一的缺點。雖然方案二維護費用高，但從技術(shù)和管理等方面的分析，更優(yōu)越方案一缺點生產(chǎn)調(diào)度復(fù)雜，煤倉太多，維護困難，裝煤點多，管理復(fù)雜本礦井涌水量較大需要布置泄水巷和排水設(shè)施綜上所述，從技術(shù)和管理等方面的綜合分析，選擇方案二：帶區(qū)巷道聯(lián)合布置，采用仰斜推進。設(shè)置材料車場與運輸大巷斜交水平連接，通過坡度約為17度的斜巷與絞車房連接。采用絞車提升方式提升材料然后以平車場的形式連接K2煤層帶區(qū)運料平巷，當采K1煤層時再用甩車場的形式與K2煤層帶區(qū)運料平巷連接。 帶區(qū)硐室?guī)^(qū)變電所布置方式：帶區(qū)變電所單獨通風并分別與運輸大巷和回風大巷相連。帶區(qū)煤倉布置：整個帶區(qū)只布置一個帶區(qū)煤倉，通過帶區(qū)煤倉直接連通運輸大巷與帶區(qū)巖層集中運輸平巷。帶區(qū)煤倉初步定為圓形立式倉，凈直徑Ф10，容量1000t。Q=Q0+LMbrC0kt式中：Q——帶區(qū)煤倉容量，t；Q0——防空倉漏風留煤量，一般取5～10t；L——工作面長度，m；M——采高，m；b——進刀深度，m；r——煤的容重，t/m3；C0——工作面回采率；kt——同時生產(chǎn)工作面系數(shù)。綜采時取1；n0——采區(qū)同時生產(chǎn)的工作數(shù)目。Q=10+185(+)11=760t，取1000t。各類硐室均為混凝土砌筑支護。 帶區(qū)內(nèi)的劃分 先進的綜合機械化采煤方法?？紤]到設(shè)備選型及技術(shù)方面的因素，帶區(qū)式布置工作面長度選擇范圍為150～250m，選擇235m 該煤層組左右兩邊各留15m的邊界煤柱，下部留30m露頭煤柱，上部留30m護巷煤柱，從而其煤層傾向長度共有2248－60＝2188m，走向長度為2900－15*2＝2870m。因采用綜采采煤法，帶區(qū)開掘巷道寬度為5m?；夭晒ぷ髅嫜刈呦虿贾?，沿傾向推進，采用傾斜長壁采煤法開采。工作面數(shù)目： N=(LSL1) /A式中： L 煤層走向長度(m)；S 帶區(qū)邊界煤柱寬度(m)；A 工作面長度(m)； L1 回采巷道寬度，因采用綜采采煤法，取5m。于是 N=(29002*1516*5) /185=15（個）將帶區(qū)劃分15個分帶。工作面長度為185m,工作面的推進長度為2188m, 由于帶區(qū)生產(chǎn)能力為150萬噸/年，KK2聯(lián)合開采，每個分層一個工作面就可以滿足生產(chǎn)要求。符合《煤礦安全規(guī)程》（2009版）一礦一區(qū)一面的要求。A=Ab/k1/k2式中Ab—采區(qū)生產(chǎn)能力（t/d） K1—工作面產(chǎn)量不均衡系數(shù)，由于只有一個工作面開采，取1 K2—采區(qū)內(nèi)掘進出煤系數(shù)，A— 采區(qū)內(nèi)回采工作面日產(chǎn)量 則：工作面生產(chǎn)能力A=(1500000/330)/(1*)=根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》（2009版）一礦一區(qū)一面的要求，在帶區(qū)的內(nèi)的同采工作面只有一個，備用工作面也是一個。工作面的年推進度L:L=1500000t/[185(+)]=1600m工作面推進長度l=22482*302*5=2178mL, K1與K2煤層聯(lián)合開采，采用跳采，在各層內(nèi)安排一個工作面生產(chǎn)，同時一個工作面準備。目前開采準備系統(tǒng)的發(fā)展方向是高產(chǎn)高效生產(chǎn)集中化，采用提高工作面單產(chǎn)，以一個工作面產(chǎn)量保證帶區(qū)產(chǎn)量，所以帶區(qū)內(nèi)一個工作面生產(chǎn)。本帶區(qū)采用沿空留巷技術(shù)：為了減少相鄰兩分帶間共用巷道的維護時間，各煤層采用依次進行方式開采，12個分帶接替順序如下：K2煤層接替順序為：311101?→311102?→311103?→311104?→31115?→311106?→311107?→311108→311109?→311110?→311111?→311112 (說明：以上箭頭方向表示工作面推進先后) 帶區(qū)的生產(chǎn)系統(tǒng)設(shè)置材料車場與運輸大巷斜交水平連接，通過坡度約為17度的斜巷與絞車房連接。采用絞車提升方式提升材料然后以平車場的形式連接K2煤層帶區(qū)運料平巷，當采K1煤層時再用甩車場的形式與K2煤層帶區(qū)運料平巷連接。絞車房與K2煤層帶區(qū)運料平巷在同一標高。進風行人斜巷將運輸大巷和兩煤層帶區(qū)運煤平巷連接，坡度約為13度。前期回風大巷以20度的坡腳抬高與K2煤層回風石門和絞車房行人通道相連，當K2采完后與K1煤層回風石門連接。采區(qū)變電所單獨通風分別與運輸大巷和回風大巷相連。新風從運輸大巷→進風行人斜巷→煤層運輸集中平巷→分帶運輸斜巷→采煤工作面→分帶回風斜巷→煤層回風集中平巷→回風石門→回風大巷。 （詳見圖11）回采工作面的煤，經(jīng)順槽轉(zhuǎn)載機轉(zhuǎn)入可伸縮膠帶輸送機，再通過帶區(qū)運煤平巷膠帶輸送機運到帶區(qū)煤倉，再通過運輸大巷運至礦井主煤倉，再通過給煤機放入主平硐鋼絲繩芯膠帶輸送機運至地面。帶區(qū)巖巷掘進矸石經(jīng)繞道由絞車提升然后運至運輸平巷，經(jīng)運輸平巷運出帶區(qū)。材料設(shè)備由地面經(jīng)主平硐運至帶區(qū)運輸平巷，從材料車場由絞車房提升經(jīng)繞道運入帶區(qū)運料平巷，再運至各采煤、掘進工作面。人員乘主平硐平巷人車入井，到人車場后轉(zhuǎn)乘KRC120斜巷架空乘人裝置運輸大巷，再經(jīng)過帶區(qū)行人上山至帶區(qū)運輸煤巷，然后直接沿運輸煤巷至各采煤、掘進工作面。礦井井下供電電壓為10kV，1140V，660V，127V四種電壓等級。下井電纜為兩回，由地面35kV/10kV變電所引出，經(jīng)主平硐引至+310m變電所，電纜為MYJV2210kV，3150mm2 。所內(nèi)變壓器為：KBSGZY500/10/，供軌道上山的提升絞車、行人上山的架空乘人器和機車充電硐室、照明等用電。主平硐內(nèi)安裝有1臺KBSGZY100/10/，主要負責井下矸石倉、煤倉給料機、人車休息硐室及大巷照明等。（1）井下消防、灑水供水系統(tǒng)及壓風系統(tǒng)井下生產(chǎn)、，用水量統(tǒng)計詳見表3112。水源采用+460m回風石門擋水墻內(nèi)巖的承壓溶水，由于擋水墻內(nèi)有效封閉儲水容積大于2000m3，經(jīng)3年的監(jiān)測，，且補給充足，穩(wěn)定，水量非常豐富，水質(zhì)滿足井下消防灑水水質(zhì)標準要求。壓風系統(tǒng)采用移動壓風機直接為工作面供風。（2）工作面供水采用4〞水管直接為工作面供水，管路按設(shè)計要求鋪設(shè)在巷道一側(cè)，不得影響運輸、行人和通風。（3）供水線路井下消防灑水水池——進風改道平巷——進風聯(lián)絡(luò)斜巷——+450m運輸大巷——+450m運輸石門——各用水地點。帶區(qū)工作面最低位置開掘一條專用放水巷道，形成帶區(qū)自流排水系統(tǒng)。再安放一套備用的工作面抽水設(shè)施以防專用放水巷道堵塞。4 回采工藝 回采工藝方式的確定、裝、運煤選K2煤層進行采煤工藝設(shè)計。，屬中厚煤層，其地質(zhì)構(gòu)造簡單，所以選用綜合機械化采煤工藝，一次采全高。利用雙滾筒采煤機直接落煤和裝煤，刮板運輸機運煤。由于K2煤層屬中硬煤層，頂板有灰色砂質(zhì)泥巖，為防止片幫和冒頂，選用及時支護方式進行支護。根據(jù)地質(zhì)勘探報告，龍灘煤礦煤層頂板主要為泥巖、砂質(zhì)泥巖，其次為粉砂巖、細砂巖。設(shè)計確定K2煤層綜采工作面采用全部陷落法管理頂板。由于采用及時支護方式，而且工作面每天推進13刀，故選擇順序移架方式進行移架。順序移架方式移架速度快，能滿足采煤機快速牽引的需要，適用于頂板比較穩(wěn)定的高產(chǎn)工作面。礦井達產(chǎn)時，在311帶區(qū)K2煤層中布置一個綜采工作面和一個備用工作面，～，工作面配備目前國產(chǎn)采煤機，便于維修。考察優(yōu)選確定采用MG375—AW型雙滾筒電無鏈牽引采煤機，,電動機功率375kW，～，傾角0176?！?5176。，理論生產(chǎn)率Qt =60HBvγ=60****=考慮維修和停機等實際情況后實際生產(chǎn)率Qm=k1k2Qt=**= t/h（1）采煤工作面運煤設(shè)備選用與采煤機相配套的SGW—730/180型中雙鏈可彎曲刮板運輸機，運輸能力500t/h，整體槽箱，電動機功率為290kW，在機頭垂直布置，并配備PCM110型破碎機。技術(shù)特征單位MG375—AW采高m～煤的堅固性系數(shù)=2~4煤層傾角（176。）35176。截深mm800滾筒直徑m~牽引方式液壓、雙牽引、無鏈牽引力KN2*225牽引速度0~無鏈牽引形式mm齒銷滾筒中心距mm8370機面高度mm950臥底量mm230380、480電 動 機型號功率KW375臺數(shù)臺1電壓v1140耗水量/水壓L/min/MPa320/噴霧滅塵方式內(nèi)、外噴霧控頂距mm2484最大不可拆卸件尺寸（長寬高/質(zhì)量）mm/t總重t35設(shè)計單位上海分院、西安煤機廠制造廠西安煤機械廠（2）順槽運煤設(shè)備運煤順槽配備SZZ—764/160型橋式刮板轉(zhuǎn)載機和SSJ1200/3200型可伸縮膠帶輸送機(長1500～1600m)，其轉(zhuǎn)載能力和輸送能力均大于1000t/h。運輸大巷配備DT－Ⅱ固定帶式輸送機，輸送能力大于1000t/h；煤層中部運輸巷膠帶運煤巷配備DTⅡ固定帶式輸送機，長度500m，輸送能力大于1000t/h。(1)液壓支架結(jié)構(gòu)高度的確定支架結(jié)構(gòu)高度計算公式如下：Hmax=Mmax+(～)Hmin=Mmin—(～)式中Hmax—支架最大高度(m)；Hmin—支架最小高度(m)；Mmax—最大采高(m)；Mmin——最小采高(m)。Mmax=ks1*MC=*=Mmin=ks2*MC=*=式中　 MC—煤層平均可采厚度，；ksks2—煤層厚度上、下波動系數(shù)，一般ks1=～，；ks2=～。經(jīng)計算，液壓支架結(jié)構(gòu)高度為Hmax=～，Hmin=~。根據(jù)上述計算數(shù)據(jù)，并為能更好地適應(yīng)地質(zhì)條件變化，；。(2)液壓支架強度計算I用估算法 P—支架單位面積上應(yīng)有的工作阻力(即支護強度)，Pa；K—頂板巖石碎脹系數(shù)，；n—考慮支架受力不均衡的安全系數(shù)，；M—煤層平均采高，；γ—頂板巖石平均容重，；α—煤層綜采平均傾角6176。經(jīng)計算：p=II 用經(jīng)驗公式計算P=NMγ103式中 N—支架荷載相當于采高巖重的倍數(shù)，；其它參數(shù)同上。P=支架支護強度應(yīng)不小于上述兩式計算結(jié)果的最大值。III 工作阻力P=NMFγ103F—支架的支護面積，F(xiàn)=Lb；L—支架控頂距，m；b—支架中心距，m；P=103=1651kN（3）液壓