【正文】 第一節(jié) 井筒、石門和大巷一、井筒（一）井筒數(shù)目及用途礦井移交生產(chǎn)時布置3個井筒，即主井、副井和回風立井。副斜井：擔負全礦井材料、設備、矸石及人員提升任務，作為主要進風井和安全出口。（二）井筒布置及裝備主斜井：傾角25176。副斜井：傾角23176。回風立井：井筒長146m，鋪設梯子間，作為安全出口。（井筒特征見表511）表511 井 筒 特 征 表井 筒 名 稱主斜井副斜井回風立井井口坐標(m) 緯距XX=X=X=經(jīng)距YY=Y=Y=標高(m) 井口Z=1113Z=1085Z=1112井底Z=895Z=912Z=966井筒傾角25176。 90176。28176。主、副井井筒均采用拱形斷面，料石砌碹支護；皮帶、軌道和回風大巷及井底車場和硐室也采用拱形斷面，其中皮帶、軌道和回風大巷采用錨噴支護，井底車場和硐室采用料石砌碹支護；工作面運輸、回風斜巷采用矩形斷面，錨網(wǎng)支護。第二節(jié) 井底車場一、井底車場形式礦井主要水平井底車場布置在10號煤層中，根據(jù)開拓部署副斜井通過平車場與軌道大巷連接起來，主斜井則通過井底煤倉與膠帶大巷相連。車場內(nèi)采用調(diào)度絞車調(diào)車方式。二、井底車場硐室井底車場設主排水泵房、管子道、水倉、主變電所、消防材料庫等硐室，為了人員安全，車場內(nèi)布置候車室、消防材料庫等硐室。（2）中央變電所中央變電所布置在10號煤層中，半圓拱形斷面，㎡，采用砌碹支護。（4）水倉水倉由主、副倉組成，為半圓拱形斷面，㎡，有效容積1785m179。水倉清理采用調(diào)度絞車牽引1t礦車，人工清理。工程準備完成實測定位，形成施工必須的水、電、路、通訊、場內(nèi)外給排水，要盡可能利用永久設施。施工勞動力準備編制施工勞動力需用計劃，落實施工隊伍，并做好施工培訓工作。二、礦井移交標準井巷工程根據(jù)井田開拓部署和采區(qū)巷道布置，礦井移交生產(chǎn)時布置一個條帶式工作面，即4號煤層的第一工作面，該工作面為綜采工作面。礦井移交生產(chǎn)時井巷工程量為：井巷總長度14134m，硐室體積2721m3。給排水工程、供暖、供電及其它與礦井有關的配套工程均需一次完成，交付使用。四、井巷主要連鎖工程的確定為了加快建井速度，縮短建井工期，根據(jù)開拓部署，安排三個施工組施工，各組施工工程順序如下：第一施工組：主斜井表土段→主斜井基巖段→井底煤倉→皮帶大巷→4101工作面運輸順槽。第三施工組：回風立井→回風大巷→4101工作面軌道順槽→4101工作面開切眼。所以在施工過程中應重點保證副斜井井筒和大巷施工的正常進行。在三類工程中，井巷工程因受地質(zhì)、瓦斯及水的影響，受施工空間的限制，施工難度大，工期長，是礦井建設的主要矛盾，要采取有效措施，確保井巷工程按期完成。六、建井工期礦井建設的關鍵是井巷工程，依據(jù)井巷成巷進度指標及施工隊伍安排，加設備安裝及聯(lián)合試運轉3個月，詳見表531井巷工程綜合進度圖表。應組織技術力量強，施工經(jīng)驗豐富的施工隊伍施工主要井巷工程，使礦井主要井巷盡早貫通，盡快形成全負壓通風系統(tǒng)。首采4號煤層位于太原組中部，～。頂板為砂質(zhì)泥巖中砂巖，底板為中沙巖、泥巖、砂質(zhì)泥巖。針對4號煤層可供選擇的采煤工藝有兩種：，投資較大，工人勞動強度低，機械化程度高，工作面單產(chǎn)能力大，可實現(xiàn)一井一面達產(chǎn)。經(jīng)兩種采煤工藝的比較，并結合礦方和當?shù)刂鞴懿块T的要求，選擇綜采一次采全高的采煤工藝。液壓支架支護方式為及時支護。采煤機采用兩端頭斜切進刀，進刀距離約30m。據(jù)資料統(tǒng)計，國外安全高效工作面開機率一般在70%以上，最高達95%；國內(nèi)高產(chǎn)工作面的開機率平均先進水平在40%～55%以上。1）采高的選擇采煤機的采高應與煤層厚度的變化范圍相適應，根據(jù)4號煤層賦存條件和開采技術條件，確定采煤機的采高為4號煤層的平均厚度。根據(jù)采煤機滾筒直徑系列。4）采煤機應具有的生產(chǎn)能力4號煤層年產(chǎn)90萬t/a，年工作日330d，日產(chǎn)量2727t/d。式中：Vmax——采煤機的最大割煤速度，m/min；Vc——采煤機的平均割煤速度，m/min；K——采煤機不均衡系數(shù)。表611 采煤機技術特征表設備性能數(shù)據(jù)設備性能參數(shù)采高范圍! No bookmark name 牽引速度0～6m/min截割深度滾筒轉數(shù)r/min適應煤層傾角≤35176。式中：Qc——刮板輸送機能力，t/h；Kc——采煤機與刮板輸送機同向運輸時修正系數(shù)，；Qm——采煤機最大割煤能力，449t/h。三是刮板輸送機長度與工作面長度相一致，回采工作面的設計長度為150m。表612 刮 板 輸 送 機 技 術 特 征 表型號鋪設長度（m）輸送能力（t/h）刮板鏈速（m/s） 中部槽（mm）（長寬高）電機功率（kW）電壓等級（v）備注SGZ630/22015050015007302222110660/1140（3）順槽轉載機順槽轉載機的轉載能力要與工作面的生產(chǎn)能力相適應，并要求與工作面刮板輸送機和順槽可伸縮膠帶輸送機相配套，根據(jù)公式計算：式中：Qz——轉載機輸送能力，t/h；Kz——轉載機富裕系數(shù)，；Qc——刮板輸送機能力，493t/h。其主要技術參數(shù)見表613。工作面運輸能力為Q=543t/h，則式中：B——帶式輸送機寬度，m；Q——帶式輸送機的運輸能力，t/h；K——貨載截面系數(shù)，取400；V——帶式輸送機的運輸速度，；γ——貨載散集容重，；C——輸送機傾角系數(shù)，α＝0～10176。其技術特征見表614：表614 可伸縮帶式輸送機技術特征表型號輸送能力（t/h）輸送長度（m）帶速（m/s）帶寬（mm）機電功率（kW）電壓等級（V）備注DP630/100063060021000125660(6) 工作面支護設備的選擇設計推薦4號煤層采用綜采采煤方法，頂板管理采用全部垮落法。據(jù)采掘實踐，頂?shù)装逡子诠芾?。qn＝26103＝。 為安全起見，4號煤層工作面頂板壓力按582kN/ m2考慮。通過上述兩種方法計算。表615 液壓支架技術特征表型 號工作阻力(kN)初撐力(kN)支護高度(mm)支架中心距(mm)支護強度(MPa)重量(t)40003510170035001500回采工作面機械設備配備詳見表616。三、端頭支護與超前支護工作面端頭支護采用PDZ型端頭支架。第二節(jié) 盤區(qū)巷道布置一、盤區(qū)回采率和工作面回采率（一）工作面回采率從目前生產(chǎn)經(jīng)驗看，影響綜采工作面回收率的因素有：；；；綜采具有簡化的采煤工藝、成本低、效率高等優(yōu)點，設計確定綜采工作面回采率為95%。根據(jù)上述因素及已確定的工作面回采率，考慮巷道煤柱回收60%后，采區(qū)的回采率計算如下：采區(qū)回采率=（采區(qū)工業(yè)儲量采區(qū)永久煤柱及損失）/采區(qū)工業(yè)儲量采區(qū)工業(yè)儲量包括采區(qū)范圍內(nèi)的資源儲量，采區(qū)永久煤柱包括順槽煤柱和采區(qū)邊界煤柱，損失包括初采和末采以及開采過程中留在采空區(qū)的浮煤。根據(jù)井田內(nèi)煤層賦存情況、開采技術條件及選定的采煤設備性能，結合本地區(qū)地方煤礦技術管理和礦井設計生產(chǎn)能力等因素，確定4號煤層工作面長度為150m?；夭晒ぷ髅婺晖七M度計算：年推進度=循環(huán)進度日循環(huán)次數(shù)設計年工作日循環(huán)系數(shù)；式中：設計年工作日為330d，則： 綜采工作面年推進度＝9330＝1514m四、回采工作面生產(chǎn)能力計算 4號煤年產(chǎn)量：Q3=Lhatγcφ式中：L——回采工作面長度，150m h——設計采高， a——日進度， t——年工作日，330d φ——正規(guī)循環(huán)系數(shù)， γ——原煤容重， c——工作面回采率，中厚煤層取95%代入已知參數(shù)得：Q3=Lhatγcφ =150m3301. 495% =掘進出煤按日產(chǎn)工作面產(chǎn)量10%考慮，一個工作面配備兩個掘進面臨考慮Q3′= Q310% = 9萬t/aQ= Q3+ Q3′=+ 9萬t/a = 可以滿足礦井改擴建設計生產(chǎn)能力90萬t/a的要求。為保證工作面的正常銜接，考慮1個綜采備用工作面。工作面長度為150m。采用一盤區(qū)一工作面的帶區(qū)準備方式，軌道大巷掘至一定位置后,掘進進風行人斜巷和材料運輸斜巷至4號煤層，并采用雙巷掘進運輸順槽和回風順槽，同樣再掘進運輸順槽和回風順槽，至采區(qū)邊界時,開切眼貫通運輸順槽和回風順槽，運輸順槽連通運輸大巷，用軌道大巷和運輸大巷同時進風，回風順槽連通回風大巷和軌道大巷。盤區(qū)巷道布置方案二：將開采水平設置在10 號煤層中聯(lián)合開采4號6號和10號煤層的方式對井田進行開采，即將運輸大巷和軌道大巷布置在10號煤層中，將回風大巷布置在4號煤層中，采用下行式開采，即4號煤層采完之后，再采6號和10號煤層。運輸順槽同運輸大巷和回風大巷相連，回風。安裝工作面設備后可進行工作面的回采。方案二：每個工作面單獨用一個溜煤眼，加大了工程量，生產(chǎn)系統(tǒng)簡單，每個工作面多打一條進風行人斜巷。：掘進費用：方案一巷道少，工程量小，投資少，方案二，較一方案，多打溜煤眼，回風平巷，巷道工程量大，投資大。經(jīng)過技術與經(jīng)濟比較后分析，雖然方案一的工程量比較小，煤炭的運輸也更加方便，滿足煤礦安全生產(chǎn)的要求，最終選取方案一作為實施方案。采用傾斜長壁一次采全高的采煤方法，工作面布置液壓支架，雙滾筒采煤機，刮板輸送機，采用綜采設備開采煤層，雙巷之間保護煤柱留設30m。二、輔助運輸：人員從副斜井坐人車下井由絞車牽引，在井底車場換乘人車由絞車牽引，送達各個工作地點。大件設備和支架用特制平板車下井，送到工作面和使用地點，用支架鏟運車協(xié)助安裝到位。四、設計的依據(jù)，即采用帶式輸送機運輸方式。2）巷道可隨煤層稍有起伏，適應多做煤巷，少開巖巷的情況。4）主、輔運輸互不干擾，可提高輔助運輸?shù)男屎退俣取?井下輔助運輸井下輔助運輸方式同原設計，即采用井下輔助運輸選用JD55型調(diào)度絞車牽引礦車。第二節(jié) 設備選型一、 礦車選型設計采用固定式礦車運輸散料和矸石，材料及設備采用礦用材料車和平板車運輸。井下軌道運輸選用1t標準礦車和1t材料車，1t平板車。本礦達產(chǎn)時固定礦車數(shù)量見表722。 礦井設計年生產(chǎn)能力為90萬t/a。煤的粒度0～300㎜。帶速V＝，帶寬B=1000mm。L＝1000m；B=1000mm， V＝，N=160kW，PVG整芯帶800S1000PVG。托棍棍經(jīng)133mm，導料槽長度4000mm，托棍前傾1176。1)核算輸送機能力由公式 Q＝由α＝45176。 S＝根據(jù)α＝0176。3)計算圓周驅動力和傳動功率各種參數(shù)的確定選膠帶：上托輥轉動部分重量：q′＝下托輥轉動部分重量： q″＝托輥阻力系數(shù)：ω＝膠帶每米荷重：q＝ Q/＝膠帶每米自重：q0＝空載運行阻力計算上分支運行阻力： F1＝（q＋ q0＋q′）ωgLh＝3574N下分支運行阻力： F2＝（q0＋ q″）ωgLh＝2155N物料提升阻力： F3=qHg＝0N附加阻力F′＝F1′+F2′+F3′+ F4′A. 清掃阻力：F1′＝1200NB. 導料攔板阻力：F2′＝0NC. 進料處使物料加速阻力：F3′＝＝0ND．繞過滾筒阻力及其附加功率 F4′＝F4（1）′＋F4（2）′＋F4（3）′＋F4（4）′＝1568N F4（1）′＝17058＝F4（2）′＝600 NF4（3）′＝400 N F4（4）′＝500 NF′＝F1′+F2′+F3′+ F4′＝2768N總運行阻力： F空＝F1＋F2－F3 + F′＝8497N有載運行阻力計算上分支運行阻力： F1＝（q＋ q0＋q′）ωgLh＝12421N下分支運行阻力： F2＝（q0＋ q″）ωgLh＝2155N物料提升阻力： F3=qHg＝38625N附加阻力F′＝F1′+F2′+F3′+ F4′：F1′＝1200N：F2′＝337N：F3′＝＝253ND．繞過滾筒阻力及其附加功率 F4′＝F4（1）′＋F4（2）′＋F4（3）′＋F4（4）′＝3372N F4（1）′＝46800＝1872NF4（2）′＝600 NF4（3）′＝400 N F4（4）′＝500 NF′＝F1′+F2′+F3′+ F4′＝5162N總運行阻力： F有＝F1＋F2－F3 + F′＝18887N根據(jù)空載與有載做比較︳F空 ︳≤︳F有︳，故設計按有載計算。v=18887＝48kW電動機功率： N＝N0＝選用電動機功率N=75kW。,在傳動滾筒趨入點的張力S1最大，在下分支中最小張力為S3 ，在上分支中最小張力為S4。查傳動滾筒型譜表，確定滾筒直徑為800mm，型號為DTⅡ（A）100A307Y（Z）；所以r＝。采用液力制動器，因液力制動器裝在減速器的高速軸，所以i＝40。經(jīng)驗算：已有帶式輸送機的電動機功率160kW偏大，需更換驅動裝置。帶式輸送機控制采用微機控制系統(tǒng)，設有跑偏、打滑、斷帶、沿線急停、溫度、煙霧等帶式輸送機保護裝置