【正文】 (輛 ) 備注 1t翻斗礦車 運輸平硐、運輸大巷 36 地面排矸系統(tǒng) 4 裝車站 36 順槽掘 進工作面 4 石門掘進工作面 4 地面井口車場 36 其它 4 小計 124 備用 5 合計 129 1t材料車 MC1— 6A 13 1t平板車 MP1— 6A 4 3t平板車 MP3— 6A 2 乳化液泵站 初步設計 33 第三節(jié) 運輸設備選型 一、設計依據(jù) 1．礦井年產量及班運量 礦井年產量 15 萬 t/a，每天兩班運輸，每班運輸時間 7h，每班運輸量：煤 227t，矸石 (矸石率 2%)。 2．井下運輸距離 井下平均運輸距離約 1230m。 二 、選型計算 根據(jù)礦井設計生產規(guī)模，運輸距離等因素 ，結合《煤炭工業(yè)小型煤礦設計規(guī)定》和煤礦生產技術及管理水平，經多方案比較后，設計確定礦井運輸方式為 7t 架線電機車， 電機車型號為 ZK7— 6/250 型架線電機車。 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， 。 QZ＝ 1000179。 7179。 /(+3+110179。 )－ 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， 。 uP＝ 179。 ＝ 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。 1230/(60179。 )＝ (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‰。 QZ＝ 441/〔 179?！?(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。 b＝ (2179。40) ＝ QZ＝ 1000Pψ /(110b+ipω Z)－ P ＝ 1000179。 7179。(110179。0. 242+39)7＝ 按上述三種方法計算，取 QZ= 4．車組礦車數(shù) QZ取 為車組重量。 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， 。 Z＝ (1+)＝ 36 輛 經上述計算，車組的礦車數(shù)由 36 輛礦車組成。結合礦井現(xiàn)生產實際經驗，設計取車組的礦車數(shù)為 30 輛礦車。 5．電機車臺數(shù) 列車往返一次全部時間： T＝ TY+θ＝ 17+20＝ 37(min) 一臺電機車一個班內可能往返的次數(shù)： n＝ 60tb/T 式中 tb—— 個班凈運輸時間， 7h。 n＝ 60179。 7/37＝ 11 次 初步設計 36 每班運煤及矸石所需列車數(shù) nh＝ K1K2Ab/ZG 式中 nh—— 每班運煤及矸石所需列車數(shù) (次 ) K1—— 運輸不均衡系數(shù)， ； K2—— 矸石系數(shù)， ； Ab—— 礦井班產量， 227t。 nh＝ 179。 179。 227/(30179。 1)＝ 10 次 工作電機車數(shù)量： NG＝ nh/n＝ 10/11＝ (臺 ) 取 1 臺 經計算礦井需 7t 架線電機車為 2 臺， 1 臺運行， 1 臺備用。 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?！?18176。井田內可采和局部可采的煤層為 5 號。根據(jù)地質報告提供的資料， 3 號煤層平均有益厚度為 ～ ， 4 號煤層平均有益厚度為 ， 5 號煤層平均有益厚度為 。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。 4 號煤層煤層頂?shù)装逯饕獮榉凵皫r，頂板中等穩(wěn)定，底板極不穩(wěn)定。根據(jù) XX 煤礦走向長壁放頂煤采煤法生產經驗，隨工作面的推進煤層 頂板可及時垮落。 根據(jù)地質報告提供的各煤層火燒區(qū)范圍，上部 3 號煤層火燒深度較大， 3 號煤層火燒區(qū)下部標高 +2250m， 4 號煤層火燒區(qū)下部標高+2240m，兩煤層層間距 26m，水平間距 176m，經計算礦井先期投產 4號煤層對上部 3 號煤層沒有采動影響。見插圖 4－ 1－ 1。 礦井投產煤層為設計一采區(qū)的 4 號煤層。煤層平均厚度約 13m，煤層傾角約 176。礦井南部采區(qū)現(xiàn)采用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。 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濟比較。 初步設計 38 初步設計 39 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 投產工作面布置在 4 號煤層中，根據(jù) 4 號煤層儲量計算圖中各鉆孔煤層厚度計算， 4 號煤層平均可采厚度 (除去煤層中夾矸及夾矸下較薄約 ～ 的煤層 )，工作面支護采用礦井現(xiàn)使用的XDY— 1TY 型懸移頂梁液壓支架， 工作面端頭支護采用π型鋼梁配單體液壓支柱，一梁三柱。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。 工作面生產能力約 萬 t/a。 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。 采煤采用 ZMS— 12 煤電鉆打眼爆破落煤 ， 工作面煤炭用 SGB— 620/40 可彎曲刮板輸送機運輸，分 層 開采高度 ，需分 4 個分層開采，工作 面長度 65m， 一日 4 個循環(huán)，循環(huán)進度 1m；工作面生產能力約 萬 t/a。 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。 方案一缺點： 1． 工作面支護設備投資較高； 2．對工人技術水平要求相對較高。 3．工 作面回采率相對較低。 方案二優(yōu)點： 1． 工作面設備投資較低； 2．對工人技術水平要求相對較低； 3．工作面回采率相對較高。 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。 以上兩個方案的經濟比較見表 4— 2— 1。 初步設計 41 采煤方法經濟比較表 (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。 0 方案 二 236 44 280 46 通過以上技術經濟比較， 方案 一 投資較方案二低 46 萬元 ，技術上 方案一也優(yōu)于方案二，并且 懸移頂梁液壓支架放頂煤一次采全高采煤法在 XX 煤礦已成功應用了 5 年， 5 年來的生產實踐證明， 該采煤法可以提高煤炭資源回收率，并具有較好的安全條件，可以降低生產成本，減輕工人勞動強度。設計經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。 二、工作面采煤、裝煤、運煤方式及設備選型 l．采煤 ZMS— 12 煤電鉆打眼，爆破落煤。 2．裝煤 開幫煤：爆破自裝配合人工攉煤； 放頂煤：放煤自裝。 3．運煤 SGB— 620/40 型可彎曲刮板運輸機運輸。 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。 2．支架選型 工作面支護選用 XDY— 1TY 型懸移頂梁液壓支架。 XDY— 1TY 型懸移頂梁液壓支架主要技術參數(shù) : 長179。寬 :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。 3 號煤層： P3=179。 179。 M179。 25==612kN/m2 初步設計 43 4 號煤層： P3=179。 179。 M179。 25==5 號煤層： P3=179。 179。 M179。 25==(2)支架間距 L＝ P1/(P179。 L1) 式中 L—— 支架間距， m； P1—— 支架工作阻力， 1800kN； (六柱 ) P—— 頂板壓力； L1—— 最大控頂距， ； 3 號煤層： L=1800/（ 612179。 ） = m 4 號煤層： L=1800/（ 179。 ） = 5 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 。 (3)支架數(shù)量 Z＝ L0K0/L 式中 Z—— 支架數(shù)量，架； L0—— 工作面長度， 65m； K0—— 備用系數(shù)， 20％。 Z＝ 65179。 ＝ 65 架 四、工作面回采方向與超前關系 工作面回采方向為后退式，即由采區(qū)邊界向采區(qū)上山方向后退式開采。 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。 五、采煤工作面的循環(huán)數(shù)、月進度、年進度及工作面長度 工作面一天一個循環(huán)，循環(huán)進度 ，工作面年推進度 323m，月進度 27m，工 作面平均長度 65m。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。 六、采區(qū)及工作面回采率 采區(qū)回采率： 75%。 工作面綜合 回采率： 81%。 七、生產時主要材料消耗指標 坑木： 3m3/萬 t； 炸藥 :2400kg/萬 t； 雷管 :8000 發(fā) /萬 t； 乳化液： 150kg/萬 t； 金屬網： 1300m2/萬 t。 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。 工作面生產能力按下式計算： 初步設計 45 A 年 =L179。 L′ 179。 n179。 r179。η179。 d179。 (M179。 C1+M′ 179。 C2) 式中 A 年 —— 工作面年產量 ， 萬 t/a； L—— 工作面平均長度 ， 65m； L′ —— 循環(huán)步距 ， ； n—— 日循環(huán)數(shù)，