【正文】 預防瓦斯及煤塵爆炸 ，但是不能馬虎大意，要作。 按 《 煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范 》 規(guī)定，采區(qū)煤倉容量 一般為采區(qū)上山輸送機 左右的運量，但目前實際使用中煤倉容量一般選用 50t到 300t。原因 是圓形斷面利用率高，不易形成死角，便于維護，施工方便，且傾斜煤倉可適當增加煤倉的長度和容量。根據經驗，取運輸大巷中心軌道面水平至軌道上山軌面垂直距離 10m 3 0 1 9 62 2 9 221s in1 0 0 0 0s in 21 ?????? DThl ? 采區(qū)上部車場采用的是平車場形式，中部車場為甩車場形式。 ???? DGCD TEOFOTl 。 ?? ?? GOOFO ； 4 6 2 7 43 6 1 44 6 2 8 8 ????? GTFOBO ； 1186c o sc o s ??? ?? GGAB TBOl ； 383539。39。 ?? DEOOO ?? ； 1 3 2 8s ins in39。 GG ??? 低道豎曲線回轉角 ： ???????? 6 3 0 3 0 39。 豎曲線選用 ZDK915/3/9， α =18176。 。 42 根據生產經驗，豎曲線半徑定為： RG=20200(高道，重車線 )， RD=12020(低道，空車線 )； θ —— 上山坡度角 ， θ =21176。 布置特點：為了減少下部車場工程量，軌道上山提前下扎 ?? 角，坡度角 ??達 20186。 41 LH=30 3+5=95m l1=+=6 m LK= m LD=95+6+= m AN=)1( 60KgTzKNGNrTsb ? 式中 AN—— 裝車站年通過能力 ， t； N—— 一列礦車的數量 ， 輛 ； G—— 礦車載重量 ， t； Nr—— 年工作日數 ， 取 330d； Ts—— 日生產小時數 ， 取 16h； Tz—— 一列車進入車場平均間隔時間 ， min； Kb—— 不均 勻系數 ， 機采取 ～ 炮采取 ； Kg—— 矸石系數 ， 取 ～ ； 采用上式求出的裝車站能力值應大于采區(qū)生產能力 倍 其 中 Kb= Kg= AN= 60163 3 0330 ?? ???? = AN/AO=1， 符合要求 。 采區(qū)車場布置 ，軌道上山跨運輸大巷 ， 頂板繞道。 采區(qū)上山布置 位置選擇： 由于本 采區(qū) 服務年限比較短，煤質較硬，煤層底 板較好，把上山布置在煤層中，以減少上山掘進費用。 AO=200（ 9 330） =177 萬 t 采區(qū)生產能力 An=n A0 B k An—— 采區(qū)生產能力 萬 ， t/a； n—— 采區(qū)同時生產的工作面?zhèn)€數 ， n=1； A0—— 每個工作面的生產能力 ， 萬 t/a； 40 B—— 掘進出煤率 ， 取 ； K—— 工作面不均衡系數（沿空留巷取下限，其余取上限，區(qū)內單工作面取 1，兩個工作面取 ，三個工作面取 ） 。走向長度 1300 m，傾向長度 1100m。～ 16186。區(qū)內褶曲不發(fā)育，也無巖漿巖侵入體，巖性較細主要由粉砂巖、細砂巖、粉細互層、中砂層及煤層組成僅有較少粗砂巖，含爍砂巖，煤層的頂底板為砂巖層，多數煤層頂板好，部分煤層有偽頂。采區(qū)邊界留設 10m 保護煤柱。走向長度為 1300m，傾向長度為 1100m。 經核定符合三量規(guī)定 。 K 式中 Q 回 —— 回采煤量 ， t； L—— 工作面走向可采長度 ， m； M—— 采高 ， m； K—— 工作面回采率 。 M Q 開 =（ 3600 1100 ） =9721650t 38 Q 回 = L M L=5100m M = h =1100m D=Q 呆滯 =1132020 t Q 地損 =1429000 t Q 開 =（ 5100 1100 ） = 115432500t ： Q 準 =（ L M ： Q 開 =（ L 見采區(qū)接續(xù)表 37。本礦屬于緩傾斜煤層，故沿煤層傾斜方向上采用下行式開采順序。 在同一煤層內，沿傾斜煤層的開采順序，可分為上行式和下行式開采。 沿井田傾向的開采順序 本設計礦井共 有四可采煤層，即 4， 7， 8， 13煤層， 4煤層在最上部， 13煤層在最下部。 開采順序 沿井田走向的開采順序 據該設計礦井的煤層分布及采區(qū)劃分的具體情況，采用由中央向 兩側開采，這樣有利于礦井的均衡生產和合理配采，確定生產的連續(xù)性；本礦井一水平共有四個采區(qū)，分別為于井口的兩邊，由于 東面的儲量大，所一先采東側的煤。 副井系統硐室： 水倉及清理水倉硐室、 主排水泵硐室、主變電所、副井井底操車設備硐室及等候室等。 36 主要硐室 原則：符合《煤礦安全規(guī)程 》的規(guī)定；硐室布置一般隨井底車場型式的不同而變化。圖 311調度圖表。 滿足設計規(guī)范和本礦井井型要求。 Ta=330 16 60= 105 Q=22 3=66 t T=6 min ? ? 3306016330 ?? ?????N = 通過能力富余系數為 。 井底車場通過能力驗算 采用電機車運輸時，井底車場通過能力按下式計算 TTaQN ? 式中 N— — 井底車場年通過能力 ， t； Q—— 每 次調度循環(huán)進入井底車場的所有列車的凈載煤重 ， t； T—— 每一次調度循環(huán)時間 ， min； Ta—— 每年運輸工作時間 ， min； (等于礦井設計年工作日數與日生產時間的乘積 )。 ： m=1 列， n＝ 30輛， 1L ＝ ， N=2 臺， 2L ＝ ， 3L ＝ 45m mL ??????? ； m=1 列， n＝ 20輛， L1＝ ， N=2 臺， L2＝ ， L3＝ 45m mL ??????? ： mL ?????? ⑵ .材料車線長度 L＝ n L1 式 中 n— 容納材料的車數，取 10臺 ； L1— 材料車長度，為 ； L＝ 10 ＝ 24m 根據實際需要，開設水泵硐室和變電所，取材料車線長 80m。 井底車場的布置、儲車線路、行車線路布置長度 確定存車線長度是井底車場設計中的重要問題，如果存車線長度不足，將會使井下運輸和井筒提升彼此牽制，影響礦井生產能力；反之，如果存車線過長，會使列車在車場內的調車時間增加，反而降低了車場通過能力，并增加車場 工程量，所以對車線長度的計算要認真仔細。 井底車場及硐室 井底車場形式確定及論證 井底車場形式的確定，應根據井田地質條件、井型大小和大巷布置、提升方式及生產系統等因素確定。另外，井筒 還敷設有動力電纜、通訊訊號電纜。罐道和井梁，罐道導向層間距均按 設計。井筒深度 578m，井筒裝備一對 固定式礦車 600mm 軌距，雙層四車剛性立井多繩罐籠，擔負礦井輔助提升任務，兼作進風井筒。井筒內裝備一對 16t 剛性罐道立井多繩箕斗（ JDG16/150 4Y） ，采用 180 180 10mm 方形方型空心型鋼罐道，端面布置采用樹脂錨桿固定拖架。 詳見圖示 38， 39 主副井井筒斷面圖 。采區(qū)劃分示意圖如圖 37 西下 東下西上 東上 圖 37 采區(qū)劃分圖 井筒布置和施工 井筒穿過的巖層性質及井筒支護 參見綜合柱狀圖和井筒開拓剖面圖．本設計礦井井筒穿過的巖層性質大部分為粉砂巖 ，少部分為中砂巖、細砂巖。 煤層群的聯系 本礦區(qū)煤 4單獨開采， 13間距較 小， 采用聯合布置 ，各煤層間由 29 主石門聯系。 底卸 式礦車運煤時，則一般用折返式車場 。 28 2204101800R2150450 0430 0180030 050050 0100 0120 040 0120 050 060 060 0 圖 36 大巷斷面圖 表 3— 4大巷斷面特征表 巷道 形狀 支護 方式 斷面積（ m2） 設計尺寸（ mm） 凈周長 (m) 噴厚 (mm) 凈 掘 頂高 底寬 半圓形 錨噴 3950 4300 150 井底車場的形式選擇 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不同，井底車場的形式也各異。 本設計礦井中，大巷和石門服務年限較長 ，運輸能力要求大，所以大巷和石門的斷面和支護設計在本設計中相同。 （ 2）建設周期短，可以快速見效。 本設計井田對大巷布置提出 三 種方案： 方案一：煤層大巷布置 方案二：巖石大巷布置 方案三：布置一個煤層 大巷 和一個巖石大巷 布置 煤層大巷與巖石大巷相比較有下列缺點： （ 1） 煤層大巷的巷道維 護困難，維護費用高； （ 2） 為了便于巷道維護，巷道維護留設保安煤柱增多，煤柱回收困難，資源損失大； （ 3） 當煤層起伏褶曲較多時，巷道彎曲轉折多，機車運行速度受到限制，運輸能力降低； （ 4） 煤層有自燃發(fā)火危險時，一旦發(fā)火就要封閉大巷，導致礦井停產，而且因煤柱受影響破壞，封閉效果不好，處理火災困難。 27 石門大巷數目及布置 ：兩條運輸大巷、一 條回風大巷。主井井筒直徑 ，副井井筒直徑 ，均采用整體式混凝土井壁，井壁厚度 450mm。平正土方量??； (3)交通條件好：靠近 公路，井口距公路 500 m； 確定井筒 坐標： 主井井口坐標： XA= ， YA=， ZA=+25 副井井口坐標： XB= ， YB=， ZB=+23 風 井井口坐標： XC=， YC=， ZC=+29 主井井口標高為 +25m，副井井口標高為 +23m，擬定二水平為井筒最終水平。 主井用來 提升煤炭，副井用以提矸、升降 工作 人員、下放材料和設備及兼作進風井，回風井專門用于回風。 選定 開拓方案的系統描述 井筒 形式和數目 本設計井田采用雙立井開拓 。由于煤層間距較大，采區(qū)石門長度會很大，工程量增加，費用高，經濟上不合理。 針對上述情況，方案一分組集中大巷布置，將 4煤層為一組，單獨開采， 13層分為一組，集中開采，經濟上較為合理。 5 0( 13 )100( 1 3 )150( 1 3 )200( 1 3 )250( 1 3 )350( 1 3 )400( 1 3 )450( 1 3 )500( 1 3 )550( 1 3 )600( 1 3 )650( 1 3 )300( 1 3 )150( 1 3 )200( 1 3 )250( 1 3 )300( 1 3 )350( 1 3 )400( 1 3 )450( 1 3 )500( 1 3 )550( 1 3 )600( 1 3 )650( 1 3 ) 圖 34 分組集中大巷布置 25 50(13)100(13)150(13)200(13)250(13)350(13)400(13)450(13)500(13)550(13)600(13)650(13)300(13)150(13)200(13)250(13)300(13)350(13)400(13)450(13)500(13)550(13)600(13)650(13) 圖 35 集中大巷布置 兩種技術方案的優(yōu)缺點詳見表 33所示。一水平采用上山開采，二水平采用單上下山開采。 24 表 32 水平儲量及服務年限表 儲量（萬 t） 服務年限（ a） 方案一 一水平 6923 28 二水平 9692 38 方案二 一水平 5538 22 二水平 5538 22 三水平 5539 22 從該表中可知，方案二的一水平服務年限達不到規(guī)范要求的服務年限，水平儲量嚴重不足，而方案一的水平服務年限能夠滿足一水平服務年限不小于 25年的基本要求，儲量充足，且有利于采區(qū)的接續(xù)，巷道利用率高， 噸 煤成本相對較低。各水平均實行上山開采。一水平實行上山開采，二水平上下山開采。 本設計井田中，提出三種井筒位置方案： 方案一：井筒位于井田淺部 方案二：井筒位于井田中部 方案三：井筒位于井田深部 經過簡單的技術比較后認為： ①井筒位于井田淺部，煤柱尺寸最小，壓煤最少，但石門最長 ，對本礦井不合理 ； ②井筒位于井田深部，煤柱尺寸最大，壓煤 量最大，且初期工程量大，石門也較長，但對于開采井田深部煤層及井筒 延伸有利 ，但東歡坨礦第二水平和第一水平僅差 250m，較好延伸 ； ③井筒位于井田中部時，煤柱尺寸稍大，但石門長度較短，且沿石門的運輸工程量也小 ，這樣就減少了建設成本 ； ④本井田煤層均為緩傾斜中厚煤層，井田走向長度不大，但傾斜