【文章內容簡介】 比較方案一：優(yōu)點：初期開拓工程量較方案二要小，投資省，建井工期短。通過石門延長至傾斜煤層，可以充分利用開拓井筒。使用單一生產系統(tǒng)，工業(yè)場地集中，工業(yè)場地占用量少。缺點：開采急傾斜煤層時，石門較長，不利于礦井通風（但采用分區(qū)式通風解決） 。巷道維護費用高。布置石門要留設煤柱，有一定量的壓煤。方案二：優(yōu)點：石門既可以利用來開采緩傾斜煤層第二水平，也可延伸至急傾斜煤層部分，使用該方案，井巷工程量小。通過石門延長至急傾斜煤層，可以從分利用開拓井筒。缺點：開采急傾斜煤層時，石門較長，不利于礦井通風。 開采緩傾斜煤層第二水平和急傾斜煤層時，運輸線路太長，設備損耗量大，巷道維護費用高。布置石門和暗立井均要留設大量煤柱，壓煤量大。方案一和方案二經濟技術比較具體如下：現(xiàn)將以上兩方案作經濟比較，其前提是：各方案都采用集中大巷布置，礦井通風方式為采區(qū)邊界式，采區(qū)的劃分和布置也均相同，因此經濟比較只比較有可比性的部分。具體費用如下： 方案一計劃費用表項目名稱特征巖石硬度系數(shù)（f）單價元/m工程數(shù)量（m）費用(萬元)一）井巷工程主立井D=，料碹，支護厚度500mm4～6副立井D=，砼砌，支護厚度500mm4～6井底車場及硐室拱形，料碹4～61340（平均）1000合計二）主要設備膠帶輸送機L=1000m，DX型，B=1000mm串車1T固定式絞車2JK2/合計 方案二基本建設費項目名稱特征巖石硬度系數(shù)(f)單價（元/m）工程數(shù)量費用(萬元)基本建設一、井巷工程主暗立井D=，料碹，支護厚度500mm4～6200副暗立井D=，砼砌，支護厚度500mm4～6200`井底車場及硐室度500mm4～61340（平均）1000合計二、主要設備(I)C箕斗JX6 (6t)副立井提升機(I)C罐籠GM11 (1t單層)合計 生產經營費用表方案項目方 案 一方 案 二工程量單位工程量單價（元）費用（萬元）工程量單位工程量單價（元）費用（萬元）1通風千瓦時106千瓦時1062排水千瓦時106千瓦時1061253總計234 方案比較匯總表項目方案一方案二基本建設費主要設備費生產經營費234萬元總計，％，符合設計規(guī)范規(guī)定，因此確定方案一為設計方案。第3章 大巷運輸及設備 大巷運輸方式選擇結合礦井開拓及巷道布置，確定井下煤炭運輸采用帶式輸送機運輸系統(tǒng)，實現(xiàn)從回采工作面到地面選煤廠的連續(xù)運輸。帶式輸送機運輸具有系統(tǒng)簡單、自動化程度高、管理方便、運量大等特點，能夠實現(xiàn)煤炭運輸?shù)倪B續(xù)化，更好地滿足礦井達產的需要。在1220水平布置運輸大巷和軌道大巷為整個礦井運輸服務，大巷運輸量很大，故煤炭運輸使用膠帶輸送機。 大巷輔助運輸方式選擇輔助運輸選用蓄電池電機車運輸，擬選用防爆型蓄電池電機車牽引1噸固定車箱式礦車運輸。 礦車 礦井車輛配備礦車選型：選型結果見表321表3－2－1 礦車規(guī)格特征及數(shù)量一覽表名 稱型 號數(shù)量（輛）容積(m3)名義載重(t)最大載重(t)軌距(mm)軸距(mm)外形尺寸長寬高(mm)自重(kg)備注310600750240010501200718其中備用30輛20600750240010501200566其中備用10輛10t材料車2010600110034201200800其中備用5輛3t平板車MPC36453600110034201200420835其中備用5輛20t平板車MP2062020600110037201200420170030t平板車MPC3061530600110037201610350200040t平板車MPC40610406001100372016503502300 井巷鋪軌軌道：鋼軌選用15kg/m鋼軌，軌距600mm。 運輸設備選型 電機車選型運送矸石、材料及設備、人員均采用單機牽引。材料、設備列車由各種材料車及平板車組成。運送人員列車由10輛PRC126/6型12座平巷人車組成。電機車制動距離校驗，制動距離按下列公式驗算：ｖ—列車制動時的速度，km/h；v=；g—重力加速度，m/s2 ；g =；φz—制動時的粘著系數(shù)；撒沙時取φz =；Pz—電機車的制動質量，t；等于電機車全部重量。Pz =12t；P—電機車質量，t；取P=12t；n—列車中的礦車數(shù)，取n=20；q—礦車裝載質量，t；q=；q0—礦車質量，t；q0=；ωy—重列車運行阻力系數(shù)；ωy =；i—運行線路平均坡度‰，i=3‰ 。 =制動距離小于40m，滿足要求。 帶式輸送機選型（1）采區(qū)帶式輸送機主要技術特征:運量：Q＝1700t/h帶寬：B＝ m帶速：V＝ m/s機長：L＝1085m（初期）；L＝2540m（后期）提升高：H=40 m（初期）；H= 87m(后期）最大傾角：α= 10176。 膠帶型號：ST2500S（阻燃抗撕裂,初期裝備ST1200S） 膠帶強度：ST＝2500 N/mm電機：型號YB630S24 ，功率Nd＝630kW，電壓10kV（初期一臺，后期三臺）CST驅動器： ，速比i＝液壓絞車自動拉緊裝置：型號ZYJB20/200（2）帶式輸送機簡要設計計算裝料斷面輸送能力：Qmax＝＝4900＝1862t/h式中 S — 膠帶上物料橫截面積，S＝ m2（動堆積角θ=15176。）；V — 帶速，V = 4 m/s； k — 輸送機傾角系數(shù)，k＝； — 物料松散密度，＝900kg/m3 。裝料斷面富裕系數(shù) 滿載運行圓周力：Fu＝ + FS1 + FS2 + FSt C — 附加阻力系數(shù)，C＝主要阻力 FH = 式中 f — 模擬摩擦系數(shù)，f＝； L —輸送機機長；L= g — 重力加速度，g＝ m/s2； qRO —承載分支托輥(φ159)組每米長度旋轉部分質量qRO＝； qRU —回程分支托輥(φ159)組每米長度旋轉部分質量qRU＝ kg/m； qB —每米長度輸送帶質量，qB = kg/m； qG —每米長度輸送物料質量，qG＝= 118kg/m；FHH =[++(2 + 118)176。]=224398N 主要特種阻力FS1,包括托輥前傾摩擦阻力Fε和被輸送物料與導料槽欄板間的摩擦阻力 Fgl兩部分, FS1 = 9547N附加特種阻力FS2 ，包括兩道頭部清掃器摩擦阻力和兩道空段清掃器摩擦阻力FS2=3360N傾斜阻力 FSt = 式中 H — 輸送機受料點與卸料點間的高差，H= 116m。FSt = 118116= 134279 N則 FU =224398＋9547＋3360＋134279= 380111N 軸功率：N0＝N0＝1033801114＝ kW需電機功率：N ＝ N ＝＝1919 kW式中 — 電壓降系數(shù)，＝ — 傳動效率，＝=— 多機驅動功率不平衡系數(shù)，＝。選電機功率 Nd=710kW3電機功率富裕系數(shù) kd＝=采用頭部雙傳動滾筒、三電機驅動，功率配比NⅠ：NII =2：1輸送帶承載分支下垂度要求最小張力式中：（）adm允許最大下垂度，一般≤ao承載上托輥間距，ao = 下分支阻力 W=Cflg(qRU+ qB cosα) qB Hg + Fr W＝（＋176。） 116 + 2688 = 5483N 輸送帶不打滑條件頭部雙傳動滾筒、三電機驅動，功率配比2：1。NeFS101363)1.52(313801112.1)1(312=180。180。=179。mjUmax S3＝S2 + W = 1013635483=95880N ＞ Fmin取S2＝101363 N滿足傳動滾筒起動不打滑和膠帶上分支撓度的要求。穩(wěn)定工況膠帶最大張力S1H = S2 + FUH = 101363+380111=481474N 膠帶安全系數(shù)K＝＝＝第4章 采區(qū)布置及裝備 采區(qū)布置 礦井設計初期采區(qū)位置選擇礦井設計初期采區(qū)為中一采區(qū)，選其為首采區(qū)的原因：（1）和井田內其他采區(qū)相比，煤層賦存條件好，地質構造和開采技術條件簡單，地質勘察程度高。（2）采區(qū)生產能力大，服務年限長，能保證接替采區(qū)的正常接替。（3）首采區(qū)位于工業(yè)場地保護煤柱線附近，工程量小貫通距離短。 采區(qū)的劃分 采區(qū)參數(shù)的確定（1）采區(qū)傾斜長度的確定：依據實際條件確定采區(qū)傾斜長度為600m。（2）采區(qū)走向長度的確定：根據地質因素采區(qū)走向長度約2000m。（3）采區(qū)生產能力確定單個工作面生產能力計算如下：A=LVMγC式中： A—工作面生產能力，Mt/a；L—回采工作面長度，m；γ—煤的容重，t/m179。；V—工作面年推進度，m/a；C—工作面回采率，；M—煤層厚度或采高，m；A=110594=927743t=采區(qū)生產能力： A=kk （i=1，2……）式中 A—一個工作面生產能力I—同時生產工作面數(shù)目K—采區(qū)掘進出煤系數(shù)，K—工作面之間出煤影響系數(shù)，i=；i=A=（＋）=（4）采區(qū)回采率采區(qū)回采率=100% 采區(qū)的劃分（1）緩傾斜部分：煤層賦存穩(wěn)定，傾角適中，適合綜合開采，分為中一采區(qū)，東一采區(qū)，西一采區(qū)。中一采區(qū)為首采區(qū)。（2）急傾斜部分： 急傾斜部分開采時間晚，劃分為中二采區(qū)，西二采區(qū)。（煤）方法 采煤方法結合采煤方法選擇的原則考慮，首采區(qū)位于緩傾斜煤層部分，故使用走向長壁一次采全高綜合機械化放頂煤采煤法，頂板管理為全部垮落法。 采煤工藝首采工作面采用走向長壁綜采放頂煤、一次采全厚、全部垮落的采煤方法。割煤方式：單向割煤，往返一次進一刀。進刀方式：斜切進刀。 附：工作面采煤機斜切進刀方式示意圖 工作面采煤機斜切進刀方式示意圖工藝流程為：割煤—移架—推前溜—放煤—拉后溜。落煤：采用MG300/700WD型雙滾筒采煤機落煤，前滾筒割頂煤，后滾筒割底煤。裝煤：后滾筒割底煤的同時將前滾筒割落的頂煤裝入前溜，采煤機空刀返回掃底時，前后滾筒將移架時的落煤同時裝入前溜。移架：工作面采用ZF4800/17/28型低位放頂煤液壓自移支架，操作方式為手動本架快速操作，實行追機順序移架及時維護煤機割過后暴露出來的頂板，頂煤破碎及煤壁出現(xiàn)片幫情況時應超前移架，即煤機未割之前提前移架，將支架伸縮梁、護幫板及時伸出維護片幫后露出的空間。，要求及時到位。 放煤方式：，, 放頂煤采用多輪順序放煤。，每次放煤量為頂煤的1/31/2，兩次放完，特殊情況可放三次。頂煤弱化：可利用瓦斯抽放鉆孔以及在頂板瓦斯抽放巷內向煤層打鉆注水進行頂煤弱化。（1）頂板管理方法工作面采用綜采放頂煤一次采全厚、全部垮落法的頂板管理方法。（2）工作面支護首采工作面配備ZF4800/17/28型低位放頂煤支撐掩護式液壓支架支護頂板。老頂?shù)拇_定 根據老頂來壓強度，即直接頂厚度 M 與采高 m 的比值（N=M/m）和老頂初次來壓步距L確定， 而初次來壓未開采前無法測定，根據頂板巖性、開采方法、 煤層埋深和已經開采結束的采區(qū)綜放工作面的測定，初步確定工作面老頂初次來壓步距L25m，且來壓顯現(xiàn)不太明顯，N=M/m=≈3，N∈（35），所以工作面老頂屬Ⅰ級頂板，選用支撐掩護式支架。液壓支架工作阻力的計算根據P=（6~8）mγcosα噸/㎡ 。式中：P—直接頂及老頂來壓的支護強度，噸/㎡；6~8—采高倍數(shù)；m—；γ—直接頂容重，179。；（工作面直接頂為煤層）α—煤層傾角2~6ο。故支架承受載荷： P=（6—8）cos（26ο）=—（噸/㎡） ZF4800/17/㎡，支架所受的最大工作阻力F=（—）=—，而ZF4800/17/28型支架的額定工作阻力為4800KN，即約480噸，故所用支架完全能夠滿足支護要求。（3）端頭支護工作面下端頭配備專門設計的ZZFT8400—20/31一架端頭液壓支架支護，上出口使用兩架Z