【正文】 1t 材料車 13 輛， 1t 平板車 4 輛，3t 平板車 2 輛。 達到礦井設計生產能力時各類礦車數(shù)量見表 322。寬179。 1000179。 880179。 880179。 1050179。 2．井下運輸距離 井下平均運輸距離約 1230m。 列車組成計算： 1．按電機車粘著重量計算 QZ＝ 1000Pψ /(ω Z， +ip+110a)－ P 式中 QZ—— 車組重量， t； P—— 電機車重量， 7t； ψ —— 起動時電機車粘著系數(shù)，按撒砂計算取 ； ω Z， —— 重列車起動阻力系數(shù)， ； ip—— 線路平均坡度， 3‰； a—— 列車起動時加速度， 。 7179。 )－ 7＝ 初步設計 34 2．按電動機溫升條件計算 平均運行速度 : uP＝ 式中 uP—— 列車平均運行速度， m/s； uch—— 列車長時運行速度， 。 ＝ TY＝ 2L/(60uP) 式中 TY—— 列車往返一次運行總時間 (min)； L—— 運輸距離， 1230m； TY＝ 2179。 )＝ (min) τ＝ TY/(TY+θ ) 式中 τ —— 相對運行時間 θ —— 停車及調車時間， 20min； τ＝ (+20)＝ QZ＝ Fch/〔α√τ (ω Z－ id)〕－ P 式中 Fch—— 電機車長時牽引力， 441kg； α —— 調車系數(shù)， ； ω Z—— 重列車阻力系數(shù)， 9； id—— 等阻坡度， 3‰。√ (9－ 3)〕－ 7＝ 3．按制動條件計算 減速度 b＝ uch2/2L 初步設計 35 式中 b—— 減速度， m/s2； L—— 制動距離， 40m。40) ＝ QZ＝ 1000Pψ /(110b+ipω Z)－ P ＝ 1000179。(110179。 Z＝ QZ/(G+G0) 式中 Z—— 車組礦車數(shù) (輛 )； G—— 礦車載重， 1t； G0—— 礦車自重， 。結合礦井現(xiàn)生產實際經(jīng)驗，設計取車組的礦車數(shù)為 30 輛礦車。 n＝ 60179。 nh＝ 179。 227/(30179。 初步設計 37 第四章 采區(qū)布置及裝備 第一節(jié) 采煤方法 一、采煤方法的選擇及其依據(jù) 井田位于 m1向斜北翼，設計北部采區(qū)內煤層賦存穩(wěn)定，構造簡單，地層產狀平緩，傾角一般 8176。井田內可采和局部可采的煤層為 5 號。各煤層瓦斯含量低，煤塵具有爆炸危險性，煤層易自然發(fā)火。根據(jù) XX 煤礦走向長壁放頂煤采煤法生產經(jīng)驗，隨工作面的推進煤層 頂板可及時垮落。見插圖 4－ 1－ 1。煤層平均厚度約 13m，煤層傾角約 176。 根據(jù)煤層賦存條件和開采技術條件，礦井設計生產能力，現(xiàn)采煤方法使用狀況和效果，結合《煤炭工業(yè)小型 煤礦設計規(guī)定》，經(jīng)多方案比較后，設計提出以下兩種適合本礦井的采煤方法進行技術經(jīng)濟比較。工作面開幫高度 ，放頂煤高度為 ，工作面長度 65m，一日 1 個循環(huán)，循環(huán)進度 ；開幫采用 ZMS— 12煤電鉆打眼，爆破落煤， SGB— 620/40 可彎曲刮板輸送機運煤。 方案二： 走向長壁傾斜 分層 單體液壓支柱配金屬鉸接頂梁 爆破落煤 采煤法 工作面采用單體液壓支柱 (DZB28)配金屬鉸接頂梁 (HDJA— 800型 )支護， 端頭支護采用π型鋼梁配單體液壓支柱，一梁三柱。 上述兩種采煤方法的優(yōu)缺點比較如下： 方案一優(yōu)點： 1．萬噸掘進率低，礦井生產期間噸煤生產成本低； 2．液壓支架可實現(xiàn)邁步前移，移架、回柱工作量小，工人勞動強度低； 初步設計 40 3．放頂煤采煤法能有效適應煤層厚度變化，煤層突然變厚地段不需另掘巷道即可通過放頂回收煤炭； 4．該礦井自 2021 年至今采用走向長壁懸移頂梁液壓支架放頂煤采煤法，應用效果好，工人已熟練掌握了該采煤方法。 3．工 作面回采率相對較低。 缺點： 1．工作面生產過程中，單體液壓支柱回柱工作量大，工人勞動強度大； 2．工作面回采工藝較落后，機械化程度低； 3．工作面支柱整體穩(wěn)定性較差，安全性較差； 4．生產期間萬噸掘進率高，工作面推進速度快，采掘接續(xù)緊張。 初步設計 41 采煤方法經(jīng)濟比較表 (不同部分 ) 表 4— 2— 1 項 目 投 資 (萬元 ) 井巷工程 支護設備 合計 差價 方案一 234 已有 234 177。設計經(jīng)綜合考慮后推薦方案 一： 走向長壁懸移頂梁液壓支架爆破落煤放頂煤一次采全高采煤法。 2．裝煤 開幫煤：爆破自裝配合人工攉煤； 放頂煤：放煤自裝。 三 、 工作面頂板管理方式，支架設備選型 1．頂板管理 根據(jù)煤層頂板巖石性質及現(xiàn)生產礦井工作面頂板管理方式，工 初步設計 42 作面頂板采用全部垮落法管理。 XDY— 1TY 型懸移頂梁液壓支架主要技術參數(shù) : 長179。 ； 重量： ； 工作阻力： 1800kN； (六柱 ) 移架步距： 700mm； 支架高度： ～ ； 初撐力： 785kN； 泵站壓力： 20MPa； 工作面支護參數(shù)計算： (1)工作面頂板壓力估算 以頂板來壓時的載荷作為設計支架工作阻力的基礎： p=knMγ 式中 M—— 煤層厚度， 3 號煤層 ， 4 號煤層 ， 5 號煤層 m； k—— 安全系數(shù)，取 ； n—— 折算系數(shù)，來壓時， n=； γ —— 巖石容重，取 25kN/m3。 179。 25==612kN/m2 初步設計 43 4 號煤層： P3=179。 M179。 179。 25==(2)支架間距 L＝ P1/(P179。 ） = m 4 號煤層： L=1800/（ 179。 ） = m 參考礦井南部采區(qū)工作面 支護參數(shù)，設計支架間距取 。 Z＝ 65179。 采區(qū)回采上區(qū)段工作面的同時，掘進下區(qū)段工作面運輸及回風 初步設計 44 順槽，準備下一個工作面，保證工作面正常接替。采區(qū)回采率 75％，工作面開幫回采率為 95%，放頂煤回采率 75%，正規(guī)循環(huán)率按 考慮，工作面生產能力為 萬 t/a。 工作面綜合 回采率： 81%。 第二節(jié) 采區(qū)布置 一、移交生產達到設計生產能力時的采區(qū)數(shù)目，位置和工作面生產能力 礦井設計規(guī)模 15 萬 t/a，移交生產時投產一個采區(qū)一 個采煤工作面即可達到設計生產能力，根據(jù)開拓布置，投產采區(qū)為一采區(qū)，投產 4 號煤層。 L′ 179。 r179。 d179。 C1+M′ 179。 A＝ 65179。1179。 179。 (179。 )＝ 萬 t/a 計算結果表明，一個工作面生產可以達到礦井設計生產能力。同一煤層內，先采上部區(qū)段，后采下部區(qū)段。 三、采區(qū)尺寸及巷道布置 采區(qū)走向長約 1100m。4 號煤層運輸上山沿 4 號煤層底板布置，運輸順槽通過運輸上山與采區(qū)煤倉聯(lián)系，采區(qū)煤倉與運輸大巷聯(lián)系，運輸順槽通過軌道上山與運輸石門聯(lián)系；回風順槽通過軌道上山與運輸石門聯(lián)系， 4 號煤層回風上山沿煤層頂板布置，回風順槽通過 4 號煤層回風上山、總回風巷與斜風井聯(lián)系。 2．運輸系統(tǒng) 采煤工作面煤炭運輸路線：回采工作面 (SGB— 620/40型刮板運輸機 )— → 運輸順槽 (SGB— 620/40型刮板運輸機 — → STD— 800/40D型帶式輸送機 )— → 運輸上山 (STD— 800/80D型帶式輸送機 )— → 采區(qū)煤倉— → 采區(qū)裝車站 (調度絞車牽引礦車裝車 )— → 運輸大巷 (電機車牽引礦車 )— → 運輸平硐 (電機車牽引礦車 )— → 地面生產系統(tǒng) 。 (二 )矸石運輸系統(tǒng) 運輸石門掘進工作面 (人推礦車 )— → 運輸石門 (人推礦車 )— →運輸大巷 (電機車牽引礦車 )— → 運輸平硐 (電機車牽引礦車 )— → 地面矸石臨時堆放場。 (四 )采區(qū)通風 工作面通風路線為： 運輸平硐 — → 運輸大巷 — → 運輸石門 — → 軌道上山 — → 運輸順槽 — → 回采工作面 — → 回風順槽 — → 4 號煤層回風上山 — →總 回風巷 — → 斜風井。 第三節(jié) 巷道掘進 一、巷道斷面及支護方式 運輸平硐、斜風井、運輸大巷及變電所、絞車房等硐室斷面均為半圓拱，料石砌碹支護。 回風順槽、運輸順槽等斷面均為矩形錨網(wǎng)支護。 詳見巷道斷面圖冊 C1136— 122。 三、掘進工作面數(shù)量及機械配備 全礦井共設兩個掘進工作面，均為鉆爆法施工，其中采區(qū)工作面準備掘進面配備煤電鉆、局部扇風機、單體錨桿機及發(fā)爆器等設備，開拓掘進面配備移動式空壓機、風動鑿巖機、局部扇風機、發(fā)爆器、安全鉆機、混凝土噴射機、單體錨桿機等設備。 四、礦井生產時采掘比例關系、矸石率預計 礦井投產 1 個采煤工作面， 2 個掘進工作面，采掘比為 1： 2。 五、達產時井巷工程量及三個煤量 達產時井巷工程總長度為 ，其中巖巷 ， 煤巷3110m；掘進總體積 ， 其中巖巷 ， 煤巷 。 達產時井巷工程量見表 431，三個煤量見表 4— 3— 2。新疆煤炭工業(yè)協(xié)會以新煤協(xié)便發(fā) 33 號文《關于 XX 市 XX 有限公司礦業(yè)分公司后峽 XX 煤礦《 瓦斯等級鑒定和二氧化碳涌出量鑒定 》結果的綜合評審意見 》對該礦的鑒定予以認定。 根據(jù)地質報告提供資料，井田內各煤層的 煤塵 均具有爆炸 危險性 。 3 號煤層自燃發(fā)火性未作測試。 第二節(jié) 礦井通風 一、通風方式和通風系統(tǒng) 根據(jù)礦井開拓部署，礦井通風系統(tǒng)為分列式，通風方式為機械抽出式，新鮮風流由運輸平硐進風，斜風井出風。 三、 掘進通風及硐室通風 井下設開拓 和準備掘進工作面各 1 個，采用獨立通風，即 1402工作面運輸順槽掘進工作面及運輸石門掘進工作面。 四、礦井風量 、風壓及等積孔的計算 1．礦井通風最小負壓時期為 1401 工作面采至停采線時 1401 工作面通風路線為：運輸平硐 — → 運輸大巷 — → 運輸石門 —→ 4號煤層 軌道上山 — → 1401 工作面運輸順槽 — → 1401 回采工作面 — →1401 工作面回風順槽 — → 4 號煤層回風上山 — → 總回風巷 — → 斜風井。 詳見礦井通風系統(tǒng)圖 C1136G— 171— 1～ 3。 1． 按井下同時工作的最多人數(shù)計算 Q 礦進 =4179。K 礦通 =4179。=240m 3/min=4m3/s； 式中 Q—— 礦井總供風量， m3/s； 初步設計 52 N—— 礦井井下同時工作的最多人數(shù)， 48 人； K 礦通 — — 風量備用系數(shù)，取 。q 瓦采 179。K 采通 )/(24179。 179。)/(24179。 ② 按工作面溫度 計算 Q 采 ＝ V 采 179。 Kc ＝ 179。 ＝ 式中 V 采 —— 采煤工作面適宜風速，取 ； S 南采 —— 采煤工作面平均有效通風斷面， ； Kc—— 工作面長度系數(shù)，取 。N=4179。 初步設計 53 ④按一次爆破最大炸藥量計算 Q 采 ＝ Ac179。c) ＝ 10179。 ) ＝ 250m3/min＝ 式中 Ac—— 采煤工作面一次使用最大炸藥量， 10kg(工作面每 22m一段，分三段放炮，布置三排炮眼，炮眼間距 1m，每眼 1 卷炸藥，)； b—— 每公斤炸藥爆破后生成的當量 CO 的量，根據(jù)炸藥爆破后的有毒氣體國家標準取 ； t—— 通風時間，取 20min； c—— 爆破經(jīng)通風后，允許工人進入工作面工作的 CO 濃度，取。S 采 ＝ 15179。S 采 ＝ 240179。 (2)掘進 工作面 實際需要的風量計算 ① 按 CO2涌出量計算 Q 掘 ＝ 100179。 q 瓦 179。 60) ＝ 100179。 179。 60) 初步設計 54 ＝ ＝ 式中 T—— 掘進面日掘進煤量， 40t/d； q 瓦 —— 掘進工作面 CO2相對涌出量， ； K 掘 —— 瓦斯涌出不均勻的風量備用系數(shù)，炮掘面取 。b/( t179。 (20179。 ③ 按局部扇風機的實際風量計算 掘進 工作面 配備 DSF— ，局扇實際供風量為420～ 200m3/min。 I179。 1179。 初步設計 55 ④ 按人數(shù)計算 Q 掘 ＝ 4179。 8＝ 32m3/min＝ 式中 Q 掘 —— 掘進工作面實際需要的風量， m3/s； N—— 掘進工作面同時工作的最多人數(shù)， 8 人。 (3)硐室需風量 井下獨立通風硐室有火藥發(fā)放硐室、軌道上山絞車硐室。 則礦井總進風量為： Q 礦井 =(+6179。 2)179。 綜合以上計算方法取最大值，礦井總進風量取 24m3