【正文】 放在一起，就可以一目了然的選擇出最經(jīng)濟的開拓方案來，經(jīng)濟的綜合比較如表 410所示。表 410 方案的經(jīng)濟綜合比較表 單位：萬元 項目 方案一 方案二27掘進費用 1510 1572提升費 運輸費 總 計 4630．9 5000．7（5）方案比較的綜合分析及確定： 通過以上的經(jīng)濟比較，很顯然，方案一和方案二的費用差額為 7%，在 10%以內(nèi)，可以認為這兩種方案的費用是相等的。由于本礦井屬于低瓦斯礦井，但煤塵的爆炸指數(shù)偏大，所以應(yīng)當將礦井通風(fēng)是否合理作為比較的重點。方案一的平硐和立井都可以用來作為礦井的進風(fēng)口，這樣進風(fēng)充足，通風(fēng)條件好，而方案二,方案三只能靠平硐作為礦井的進風(fēng)口，隨著礦井以后的延伸，就會漸漸不能滿足礦井的通風(fēng)要求，方案一還有一個明顯的優(yōu)點是一水平運輸不會影響延伸水平的開拓?；诖耍瑳Q定選擇方案一作為本礦井的開拓方案。 礦井開采順序及配采關(guān)系 開采順序本礦井設(shè)計為一個開采工作面，后退式開采，先采一水平一號大槽煤層，一號大槽煤層一水平采完后搬至一水平下部二號大槽煤層，依次開采。 水平采區(qū)劃分本礦共分為三個水平，煤層間距為 20 m,不適合上下同采,所以各水平依次自上而下開采，各煤層皆采用上山開采，并且三層煤采用聯(lián)合布置方式。由于一水平走向長度較長，用一個采區(qū)則過長，一般采區(qū)長度為 1000～1500 米，傾向垂高不大于 350米，所以，劃分適當?shù)牟蓞^(qū)，及工作面?zhèn)€數(shù)，對開采及管理都有很大的好處。本井田走向長為 4470米，傾向?qū)捚骄鶠?2960米，根據(jù)《煤炭工業(yè)設(shè)計規(guī)范》和本礦的實際情況，本井田劃分為三個水平，且將第一水平劃分為兩個采區(qū)。28第五章 礦井基本巷道 井筒 井筒及井筒位置選擇：1．根據(jù)以上井筒位置的選擇原則，結(jié)合本井田的地質(zhì)條件和地形、地勢等具體條件以及考慮到井筒的開掘和使用的安全可靠，本礦井一水平采用平硐開拓,二、三水平采用立井開拓.2．各井筒位置如表 51：表 51 井筒位置 由第四章的礦井開拓設(shè)計知：本礦井的開拓方式為第一水平采用平硐開拓，第二水平和第三水平采用立井開拓。因此本礦井的井筒設(shè)計主要包括平硐的斷面設(shè)計、主立井的斷面設(shè)計、副立井的斷面設(shè)計和回風(fēng)井的斷面設(shè)計。 平硐設(shè)計(一) 主平硐斷面設(shè)計主平硐斷面設(shè)計本礦設(shè)計生產(chǎn)能力為 120萬噸/年，屬大型礦井，又因本礦井為低瓦斯礦井，為了滿足運輸能力，所以采用皮帶運輸, 平硐穿過中等穩(wěn)定巖層，需通過的風(fēng)量為 ／s,根據(jù)通風(fēng)要求選取標準的巷道斷面，主平硐斷面特征及斷面布置見表 52和圖 51。表 52 主平硐斷面特征表井筒名稱 斷面形狀 凈寬(m) 凈斷面積(㎡) 掘進斷面積(㎡) 支護方式 支護厚度(㎜)平硐 圓弧拱 錨噴 200項目 平硐 輔平硐 立井 副立井 風(fēng)井X 3054228 3054261 3054176 3054075 3055226井口座標m Y 38497450 38497463 38497575 38497573 38495308井口標高 m +150 +150 +150 +150 +520井底標高 +150 +150 400 400 +45029 帶 輸 送 機 機 架 基 礎(chǔ)2人 行 臺 階3灑 水 管 4通 訊 信 號 電 纜 掛 鉤5動 力 電 纜 掛 鉤圖 51 平硐斷面布置圖 風(fēng)速校核本礦相對瓦斯涌出量為 m3／t，平硐允許最大風(fēng)速為 8m/s,礦井需風(fēng)量 Q＝ m 3/s。所以平硐內(nèi)的風(fēng)速 V為： SQ?式中： S——平硐凈斷面積， 2。所以 =8 m/s,故平硐斷面設(shè)計符合設(shè)計要求，(二)輔平硐斷面設(shè)計1. 輔平硐斷面設(shè)計由于主平硐設(shè)計斷面寬度為 ,礦井生產(chǎn)能力為 120萬噸,主平硐運輸任務(wù)比較重,如皆作行人平巷,存在安全隱患,為了使行人更為安全,所以特設(shè)計行人輔助平硐. 輔平硐斷面特征及斷面布置見表 53和圖 52。表 53 輔平硐斷面特征表井筒名稱 斷面形狀 凈寬(m) 凈斷面積(㎡) 掘進斷面積(㎡) 支護方式 支護厚度(㎜)副平硐 半圓拱 襯砌 20030圖 52 輔平硐斷面布置圖風(fēng)速校核本礦相對瓦斯涌出量為 m3／t，平硐允許最大風(fēng)速為 8m/s,礦井需風(fēng)量 Q＝ m 3/s。所以平硐內(nèi)的風(fēng)速 V為： SQ?式中： S——輔平硐凈斷面積， 2。所以 =8 m/s,故平硐斷面設(shè)計符合設(shè)計要求，可以使用。 主副立井井筒設(shè)計由于本礦第二水平和第三水平采用立井開拓，主井井筒設(shè)計也即是設(shè)計主井斷面尺寸和布置。(一) 主井井筒斷面設(shè)計 主井井筒斷面設(shè)計根據(jù)選定的井筒斷面布置，箕斗規(guī)格以及罐道、罐道梁尺寸型號，初步選定剛性罐道立井多繩提煤箕斗，采用一套 JDS12/1104型箕斗，設(shè)計主井斷面特征及主井斷面布置如表 54 和 圖 53。表 54 主 井 斷 面 特 征 表井筒名稱斷面形狀凈直徑(m)凈斷面積(㎡)掘進斷面積(㎡)支護方 式支 護厚 度(㎜)提升容器立井 圓形 錨噴混凝土 400 一對 12t箕斗31井筒中心線圖 53 主立井斷面布置主井凈直徑為 ，提升容器為一對 12t的箕斗。風(fēng)速校核：礦井的需風(fēng)量 Q=。由上式知主井的凈斷面積 S1為 m2，由得主井內(nèi)的風(fēng)速 V為：SQV?sm/?根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定，井筒允許最大風(fēng)速 8m/s，因此，主井井筒設(shè)計符合設(shè)計要求。（二）副井井筒斷面設(shè)計副井主要用于提升人員、矸石以及運送材料，另外還作進風(fēng)井，其主要提升容器是罐籠。副井井筒斷面設(shè)計下面來確定罐籠井筒的斷面積初步選定井筒斷面布置，罐籠規(guī)格以及罐道、罐道梁尺寸型號后，即可計算井筒斷面內(nèi)提升間和梯子間尺寸。副井斷面特征及斷面布置如表 55 和圖 54。表 55 副 井 斷 面 特 征 表井筒名稱斷面形狀凈直徑(m)斷面積(㎡)掘進斷面積(㎡)支護方式 支護厚度(㎜) 提升容器副井 圓形 錨噴混凝土 500一對 3t雙層單車罐籠32圖 54 副立井斷面布置副井凈直徑為 ，提升容器為一對 3t雙層單車罐籠，作提升人員、提升矸石、運送材料及設(shè)備之用。井筒支護為混凝土壁厚 450㎜，充填混凝土 50㎜。副井設(shè)有梯子間、動力電纜、信號電纜、提升管路三路.風(fēng)速校核：礦井的需風(fēng)量 。由上式知副井的凈斷面積 S1為 ，由 得SQV?副井內(nèi)的風(fēng)速 V為： smSQ/?根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定，井筒允許最大風(fēng)速為 8m/s，因此，副井井筒設(shè)計符合設(shè)計要求，可以使用。 回風(fēng)井設(shè)計1. 風(fēng)井井筒斷面設(shè)計由于本礦井為低瓦斯礦井,設(shè)計采用中央分列式通風(fēng)。根據(jù)煤層賦存條件、礦井開拓布置、地質(zhì)地形和井筒掘進費用等因素綜合考慮，采用立井回風(fēng),其斷面特征和斷面圖如表 56和圖 55 。表 56 副 井 斷 面 特 征 表井筒名稱 斷面形狀 凈直徑(m) 斷面積(㎡) 掘進斷面積(㎡) 支護方式 支護厚度(㎜)回風(fēng)井 圓形 錨噴混凝土 40033圖 53 風(fēng) 井 井 筒 斷 面 布 置 圖圖 55 風(fēng)井井筒斷面布置圖礦井的污風(fēng)流是通過風(fēng)井排出地面的，污風(fēng)量 Q1與礦井的需風(fēng)量 Q相等，礦井的需風(fēng)量Q=，既是污風(fēng)量 Q1= m3/s。由表 54知風(fēng)井的凈斷面積 S1為 ，得副井內(nèi)的風(fēng)速V為：V= = =8 m/因此，風(fēng)井井筒設(shè)計符合設(shè)計要求，可以使用。通過以上對平硐、主副立井和風(fēng)井的設(shè)計，現(xiàn)將有關(guān)這些井巷的斷面特征列表如表 57。表 57 井筒特征表井口坐標 井筒斷面(m 2)砌壁名稱x y井口標高（m）井筒直徑或?qū)挾? ) 凈 掘進 厚度 材料井筒裝備主平硐3054228 38497450 +150 200 錨噴 皮帶副平硐3054261 38497463 +150 200 襯砌主立井3054176 38497575 +150 400 錨噴混凝土一對 12t箕斗34副立井3054075 38497573 +150 500 錨噴混凝土一對 3t雙層單車罐籠回風(fēng)井3055226 38495308 +520 400 料石 梯子,管子 井底車場 井底車場形式的選擇由于井筒形式、提升方式、大巷運輸方式及大巷距井筒的水平距離等的不同，井底車場的形式也各異。按照礦車在井底車場內(nèi)的運行特點，井底車場可分為環(huán)行式和折返式兩大類型。根據(jù)煤層賦存條件，井田內(nèi)煤層頂?shù)装鍘r性，將立井井底車場布置在400m 水平。井底車場平面布置見圖 56。 1噸 材 料 車噸 空 列 車噸 矸 石 列 車噸 煤 列 車17435628 立 井 ； 副 井 ； 翻 籠 硐 室 ； 煤 倉 ；箕 斗 裝 載 硐 室 ； 中 央 變 電 所 ； 等 候 室 ； 8水 泵 房圖 56 立井刀式環(huán)行井底車場井底車場各線段的起點及終點見圖 5—7：1—2—3 Ⅰ 段4—5—6 Ⅱ 段4———7 Ⅲ 段 35 運行方向單機車 矸石車運行方向 煤車運行方向 空車運行方向圖 5—7 井底底車場線路示意圖 主要線路長度及其線路布置。井底車場存車線長度是井底車場設(shè)計中的重要問題之一。如果存車線長度不足，將會使井下運輸和井筒提升工作彼此牽制，影響礦井生產(chǎn)能力；但存車線過長，會使列車在車場內(nèi)的調(diào)車時間增加，反而降低井底車場的通過能力，并增加井底車場的工程量。存車線長度的計算：、副井空、重車線 321lNmnlL??式中：——主、副井空、重車線長度，米；——列車數(shù)，列；——每列車的礦車數(shù)，按列車的組成計算確定；n ——電機車數(shù)，臺；N—一個礦車帶緩沖器的長度，米；1l——每臺電機車長度，米；2——列車制動距離，一般取 5～8 米；底卸式礦車的列車滑行過挾載站，機車不過卸載站是的3l空車距離需計算確定（約為 30～40 米） ，并加 10～15 米的安全距離。計算得：L=125m361nlL?式中L——材料車線長度，米；——容納的材料車數(shù)，輛；——一個材料車帶緩沖器的長度，米。1l計算得：L=80m一般一列人車長加 15～20 米。取為 150m。 井底車場調(diào)車方式井底車場型式確定后，車場通過能力直接受調(diào)車方式的影響。本礦井底車場的調(diào)車方式采用頂推調(diào)車，即電機車牽引重列車駛?cè)胲噲稣{(diào)車線，電機車摘鉤繞至列車尾部，將列車頂入主（副）井重車線。區(qū)段劃分按下列原則把整個線路劃分為若干區(qū)段：（1）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?cè)氲木€路，應(yīng)劃分為一個區(qū)段。（2）區(qū)段劃分時，必須考慮設(shè)置信號的可能性和合理性。（3）對通過線和有跟蹤列車（或電機車）行駛的線路，區(qū)段劃分不宜過多、過密。根據(jù)電機車運行圖表的編制原則，整個井底車場線路包括調(diào)車線在內(nèi)，共劃分為Ⅰ段、Ⅱ段、Ⅲ段至Ⅳ段，見圖 55所示。 81724 I段35段67段段6圖 58 井底車場運行系統(tǒng)編制電機車運行圖表井底車場刀式環(huán)行式，其調(diào)車線為石門，故兩翼的列車在井底車場內(nèi)的調(diào)車方式完全相同，為此，電機車運行圖表只需編制煤列車及煤矸混合列車兩種；煤矸混合列車中矸石車在后部。煤列車的調(diào)車作業(yè)程序如下：采用甩車調(diào)車時，電機車從采區(qū)拉煤列車沿石門垂車線運行至車場調(diào)車線 2號道岔前 10～20m，在運行過程中將電機車與煤列車摘鉤，煤列車借運行慣性繼續(xù)滑行37至主井重車線，而電機車則過 2號道岔經(jīng)回車線至主井空車線拉取空車駛出井底車場。煤列車的調(diào)車時間見表 58。表 58 煤列車調(diào)車時間序號 作業(yè)名稱 運行距離/m 運行速度/ 1 所需時間/s1 列車從 1號道岔到 2號道岔 100 502 單機過道岔 12 83 單機運行 58 364 單機運行 241 965 掛鉤起動換向 206 拉列車 241 967 拉列車 67 348 拉列車 92 46合計 382煤矸混合列車的調(diào)車作業(yè)程序如下：采用頂推調(diào)車方式時，煤矸混合列車經(jīng)石門調(diào)車線停下，電機車摘鉤后繞到列車尾部將列車分別頂送至主井重車線和副井重車線，然后電機車退后，單機經(jīng)回車線駛向主井空車線拉空車駛出井底車場。煤矸混合列車的調(diào)車時間如表 59所示。表 59 煤矸混合列車調(diào)車時間序號 作業(yè)名稱 運行距離/m 運行速度/ 所需時間/s 備注1 拉列車從 1號道岔到 2號道岔 92 462 機車摘鉤 203 機車過 2號道岔換向 24 324 機車運行 92 465 單機換向過 1號道岔 12 246 掛鉤起動 207 頂列車 80 808 頂矸石車 89 899 摘鉤換向 2010單機運行 41 2711換向運行 19 291 單機運行 241 9638213掛鉤起動換向 2014拉空列車 241 9615拉空列車