第頁1礦區概述及井田地質特征1.1礦區概述1.1.1交通位置平煤集團四礦位于平頂山礦區中部，平頂山市區東南約6km，東與一礦、二礦、西與五礦、六礦相鄰，南與三礦相接。地理坐標，東經：113°14′34″～113°17′12″，北緯：33°46′08″～33°48′28″。市內有7路公交車直通礦部，并有1路、8路公交車經四礦口通過。平頂山火車站向東有漯寶線與京廣線相接，往西經寶豐與焦枝線相連，礦區專用鐵路有平韓線、平午線；分別有高速公路通往許昌、鄭州、南陽、洛陽、漯河等市，與臨近縣及鄉鎮均有公路相通，交通極為便利，詳見下圖1-1.圖1-1四礦交通位置圖1.1.2河流狀況井田內無穩定河流和水體，只有季節性溝流，以井田中部擂鼓臺、小擂鼓臺為分水嶺，雨季匯集坡面水分別流向井田北部和南部汝河與沙河。區內最高水位標高83.79m。汝河位于井田以北12.5km，洪峰流量3000m3/s，旱季流量0.28m3/s；沙河位于井田以南4.5km，最大流量3300m3/s，旱季流量0.8m3/s；均呈北西至南東流向，在岔河附近兩河匯合，屬淮河水系。井田外圍南部白龜山水庫，為區內最大的地表水體，攔河大壩標高圖1-2綜合地質柱狀圖表1-1主要煤段含煤性特征一覽表煤段厚度兩極值（m）含煤層數可采煤層可采煤含煤系數(%)備注平均值（m）戊煤上段13—4224.41-3僅含煤線戊煤中段55—86.571.22-6戊8戊109.8戊10大部合層戊煤下段50—10792表1-2要可采煤層基本情況一覽表層號煤層厚度夾矸頂板巖性底板巖性煤層穩定性可采率(％)兩極值平均值層數厚度(m)1.873.25戊86.65-7.457.0000.01-0.03砂質泥巖泥巖砂質泥巖穩定95戊104.68-5.405.001-30.1-0.28泥巖砂質泥巖鮞狀泥巖穩定1001)戊10煤層位于二疊系下石盒子組戊煤中段的中下部，上距戊8煤層25～35.13m，平均30.06m，見圖2-7，下距己15煤層125.77～171.15m，平均155.55米，主要分布于井田中部，煤層層位較穩定，煤厚4.68～5.40m，平均為4.00m，煤層可采性指數為100%，煤厚變異系數為13.1%。煤層結構較復雜，含1～3層夾矸。頂板為泥巖，底板為砂質泥巖、鮞狀泥巖，屬穩定型全區可采煤層。1.3.3煤的特征井田各煤層，煤的有機和無機顯微組分，見表1－3、1－4。表1-3各煤層有機顯微組分含量一覽表煤層名稱有機組分（%）鏡質組惰性組殼質組戊853～8866(11)10～3927(11)1～86(11)己1548～8862(15)9～4834(15)0～124(15)表1－4各煤層無機顯微組分含量一覽表煤層編號無機組分鏡質組油浸最大反射率R°max％粘土類硫化物碳酸鹽氧化類合計戊812-2818(11)0-10(11)0-10(11)0-82(11)13-3120(11)0.86-1.80.97(2)戊9-107-2313(16)00-400-72(16)8-2315(16)1.10(1)表1—5煤的自燃發火試驗一覽表煤層著火點溫度（°）△T1～3自燃發火期（月）推測自燃傾向原樣氧化樣還原樣戊83683673703不自燃戊10361～365357～362362～36753～6不自燃表1－6煤塵爆炸試驗結果一覽表煤層名稱測試項目爆炸指數（計算值）結論火焰長度（mm）巖粉量（%）戊84708538.31有戊1070～40070～8037.39有2井田境界和儲量2.1井田境界本煤田位于平頂山礦區中部，距離平頂山市西北約6km，東與一礦、二礦相鄰，西與五礦、六礦相鄰，南與三礦相接。礦井大致范圍西起32勘探線，東止于43線，井田最大范圍，東西走向寬5.2km，南北傾斜長3.6km，面積19.7km2。2.2礦井工業儲量（1）礦井地質資源量礦井地質資源量由以下等式計算：（2-1）式中：——礦井地質資源量，Mt；——煤層平均厚度，m；——煤層底面面積，m2；——煤容重，t/m3。將各參數代入（2-1）式中可得表2-2圖2-1塊段劃分示意表2-2煤層地質儲量計算煤層塊段傾角/(°)塊段面積/km2煤厚/m容重/t/m3儲量/Mt煤層總儲量/Mt戊10189.964.001.4557.77114.84299.844.001.4557.07所以地質儲量為：ZZ=114.84（Mt）（2）礦井工業儲量根據鉆孔布置，在礦井地質資源量中，60%是探明的，30%是控制的，10%推斷的。根據煤層厚度與煤質情況，在探明的和控制的資源量中，70%是經濟的基礎儲量，30%是邊際經濟的基礎儲量，則礦井工業資源/儲量可由式計算。礦井工業儲量可用下式計算：（2-2）式中——礦井工業資源/儲量；——探明的資源量中經濟的基礎儲量；——控制的資源量中經濟的基礎儲量；——探明的資源量中邊際經濟的基礎儲量；——控制的資源量中經濟的基礎儲量；——推斷的資源量；k——可信度系數，取0.7~0.9。地質構造簡單、煤層賦存穩定的礦井，值取0.9；地質構造復雜、煤層賦存較穩定的礦井，k取0.7。該式取0.8。48.23（Mt）24.12（Mt）20.67（Mt）10.34（Mt）9.19（Mt）將各數代入式2-2得：Zg=112.55（Mt）2.3礦井可采儲量2.3.1礦井設計資源儲量按下式計算：式中——礦井設計資源/儲量 ——斷層煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑煤柱等永久煤柱損失量之和。按礦井工業儲量的3%算。則：=112.55-112.55×3%=109.17（Mt）2.3.2礦井設計可采儲量式中 ——礦井設計可采儲量； ——工業場地和主要井巷煤柱損失量之和，按礦井設計資源/儲量的2%算； C——采區采出率，厚煤層不小于75%；中厚煤層不小于80%；薄煤層不小于85%。此處取0.80。則：=(109.17-109.17×2%)×0.80=85.60（Mt）2.3.3工業廣場煤柱為了減少地面搬遷量的同時減少資源損失，要對成片布置的大村莊等留設保護煤柱。對于位于井田深部的獨立的、較小的小村莊設計按搬遷考慮。《煤礦礦井設計手冊》規定的工業廣場占地指標，詳見表2-3所示。本設計礦井為120萬噸的大型礦井，取12公頃/Mt，則其總占地面積為1.2×12公頃/Mt=14.4公頃。取工業廣場的長寬分別為400m和360m，并按一級保護留設圍護帶20m。根據垂直斷面法計算工業廣場安全煤柱，其示意圖見圖2-2。煤柱面積為一梯形，上底897m，下底986m，高1052m，面積為990533m2。故工業廣場煤柱為：=586（萬t）表2-3工業場地占地面積指標井型（萬t/a）占地面積指標（公頃/10萬t）240及以上1.0120-1801.245-901.59-301.8該礦的地質開采條件及沖擊層和巖層移動角值見表2-4。表2-4巖層移動角廣場中心深度/m煤層傾角煤層厚度/m沖擊層厚度/m/°/°/°/°-3009°4.015045757565由此根據上述以知條件，畫出如圖2-1所示的工業廣場保護煤柱的尺寸：圖2-2工業廣場保護煤柱示意圖2.2.4礦井邊界煤柱礦井邊界煤柱按20m留設，井田邊界周長約為16293m，煤層厚度平均4.0m，煤的容重為1.45t/m3,則井田邊界煤柱為：16293×20×4.0×1.45/10000=189（萬t）2.2.5斷層保護煤柱井田戊10煤層現已查明三條斷層，長度分別為1538m、738m、317m，可靠且可控制，故其兩側各留30m保護煤柱，則其煤柱損失可由下式式中：——煤柱損失，t；——斷層長度，2593m.；——戊10煤層厚度，4m；——煤層容重，t/m3。已知=1.45t/m3，代入可得：=0.9Mt2.2.6大巷保護煤柱取大巷保護煤柱寬度為30m，通過與斷層保護煤柱相似的計算可得大巷保護煤柱總量為：0.7Mt.礦井工作制度、設計生產能力及服務年限3.1礦井工作制度按照《煤炭工業礦井設計規范》中有關規定，確定本礦井設計生產能力要按年工作日330天計算，三八制作業（即二班生產，一班檢修），每日二班出煤，凈提升時間為16小時。3.2礦井設計生產能力及服務年限1)礦井設計生產能力因為本井田設計豐富，主采煤層賦存條件簡單，同時井田內部無較大斷層，所以比較合適布置大型礦井，經校核后確定本礦井的設計生產能力為120萬噸/年。2)井型校核（1）礦井開采能力校核平頂山四礦戊10煤層為厚煤層，煤層平均傾角為9度，地質構造簡單，賦存較穩定，但礦井涌水相對較大，工作面長度不易過大，考慮到礦井的儲量可以布置一個綜采工作面可以滿足礦井的設計能力。（2）運輸能力的校核礦井設計為大型礦井，開拓方式為立井單水平開拓。井下煤炭運輸則采用膠帶輸送機運輸，工作面生產的原煤經膠帶輸送機到大巷膠帶輸送機運到井底煤倉，運輸連續、能力大，自動化程度高，機動靈活；井下矸石、材料和設備采用軌道運輸，運輸能力大，調度方便靈活。（3）通風安全條件的校核礦井采用中央并列式通風系統，抽出式通風方式，在工業廣場內布置一個回風井，可以滿足通風要求。（4）儲量條件校核井田的設計生產能力應與礦井的可采儲量相適應，從而保證礦井有足夠的服務年限。礦井服務年限的公式為：其中：__礦井的服務年限，年；Zk-__礦井的可采儲量，85.60A__礦井的設計生產努力，120萬噸/年；K__礦井儲量備用系數，取1.4。則：T=85.60×100/(120×1.4）=50.94（年）故本礦井的開采服務年限是符合規范要求的。(5）第一水平服務年限校核由本設計第四章井田開拓可知，礦井是單水平上下山開拓，水平標高-350m，該水平服務年限即為全礦井服務年限，為50.94年。即本設計第一水平的服務年限符合礦井設計規范的的要求。表3-1不同礦井設計生產能力時礦井服務年限表礦井設計生產能力（萬t/a）礦井設計年限（a）第一水平設計服務年限煤層傾角<25°25°-45°>45°600及以上7035300-5006030120-2405025201545-9040201515井田開拓4.1井田開拓的基本問題為整個礦井和各水平開采進行的總體性的井巷布置、工程實施和開采部署稱為井田開拓。合理的開拓方式，要在技術上可行，在經濟上合理，同時生產安全高效。井田開拓的主要內容包括：井筒的形式、數目、位置，以及開采水平的劃分，大巷布置和準備方式等。開拓問題解決的好壞，不僅關系到整個礦生產的長遠利益，而且關系到礦井的基建工程量、初期投資以及建設速度，從而影響了礦井經濟效益。故確定開拓方式是要遵循以下原則:1)貫徹執行國家有關煤炭工業的技術政策，在保證生產可靠和安全的條件下減少開拓工程量，尤其是初期建設工程量，節約基建投資，加快礦井建設。2)合理集中開拓部署，簡化生產系統，避免生產分散，做到合理集中生產。3)合理開發國家資源，減少煤炭損失。4)貫徹執行煤礦安全生產的有關規定，建立完善的生產系統，使主要巷道經常保持良好的使用和維護狀態。5)適應當前國家的技術水平和設備供應情況，并為采用新技術、新工藝、發展采煤機械化、綜合機械化、自動化創造條件。4.1.1確定井筒形式、數目、位置及坐標1)井筒形式的確定井筒形式可分為三種：平硐、斜井、立井。一般情況下，平硐最簡單，斜井次之，立井最復雜。具體見表4-1。本礦井煤層傾角小，平均9°，為緩斜煤層；表土層厚約150m，無流沙層；水文地質情況中等—簡單，涌水量相對較大；因井筒施工需要采用特殊施工—凍結法建井，因此采用立井開拓。2)井筒位置的確定井筒位置選擇首先要有利于減少初期的井巷工程量，同時縮短建井工期，減少占地面積，降低運輸所消耗費用，節省投資；其次要有利于礦井迅速達產和正常接替。井筒位置的確定原則如下：（1）沿井田走向的有利位置當井田形狀比較規則而且儲量分布均勻時，井筒的有利位置應在井田走向中央；當井田儲量呈不均勻分布時，應布置在儲量的中央，以形成兩翼儲量比較均勻的雙翼井田，可使沿井田走向的井下運輸工作量最小，通風網路較短，通風阻力小。（2）井筒沿井田傾斜方向的有利位置如果井筒位于井田淺部，則總石門工程量大，但第一水平投資少，建井工期短；當井筒位于井田中部時，石門較短，運輸工程量較小；當井筒位于井田的下部時，石門長度和運輸量大，如果煤系基底有含水量大的巖層即不允許井筒穿過時，可以延伸井筒到深部，對井田深部開采以及向下擴展有利。表4-1井筒形式比較井筒形式優點缺點適用條件平硐1施工技術簡單、掘進速度快2地面工業設施簡單3不留工業場地煤柱4運輸設備少、費用低5不用排水設備受地形影響很大有足夠儲量的山嶺地帶斜井與立井相比：1井筒施工工藝較簡單，速度快2井筒施工單價低，初期投資少3無需大型設備4斜井井筒可作為安全出口。與立井相比：1井筒維護費用高2提升能力低。3通風線路長煤層埋藏不深，表土層不厚，水文地質條件簡單，井筒不需要特殊法施工的緩斜和傾斜煤層。立井1適用性強，可用特殊施工法2井筒短，提升速度快，能力大3井筒斷面大4井筒支護條件好5通風斷面大，阻力小1井筒施工技術復雜，設備多，要求有較高的技術水平。2井筒裝備復雜，掘進速度慢，基建投資大。對不利于平硐和斜井的地形地質條件都可考慮立井。（3）有利于礦井初期開采的井筒位置要盡可能的使井筒位置靠近淺部初期開采塊段，從而減少初期井下開拓巷道的工程量，同時節省投資和縮短建井工期。（4）地質及水文條件對井筒布置影響要保證井筒、井底車場以及硐室位于穩定的圍巖中，同時盡量使井筒不穿過或少穿過流沙層，較大的含水層，以及較厚沖積層，斷層破碎帶和煤與瓦斯突出的煤層，較軟的煤層及高應力區等。（5）井口位置應便于布置工業廣場井口附近要布置主、副井生產系統的建筑物以及引進鐵路專用線。為了便于地面系統之間互相連接，要求地面平坦，高差不能太大，應盡量避免穿過村鎮居民區，文物古跡保護區以及陷落區或采空區、洪水浸入區等，同時盡量避免橋涵工程，特別是大型橋涵隧道工程。（6）井口應滿足防洪設計標準附近有河流或水庫時要考慮避免一旦決堤時造成威脅以及防洪措施。由于本礦區井田傾角較小，厚度變化小，距離東部國道近。故將井筒置于井田中央，即在工業場地之中。3）井筒數目為了滿足井下煤炭的提升，需設置一主井，輔助提升和進風副井（共用一個）。原因是用主井回風會存在主井漏風嚴重的問題，所以暫不安排主井進回風；因井田面積較小，且表土層厚度大，所以不宜用邊界式通風，因此設置中央回風井，用于前后期回風。共計三個井筒。4.1.2工業場地的位置工業場地的具體位置及坐標見圖2-2。工業場地的形狀和面積：根據表2-2工業場地占地面積指標，確定地面工業場地的占地面積為14.4公頃，其形狀為一矩形，長度方向和煤層的走向方向平行，寬度方向和煤層傾向方向平行；長軸400m，短軸360m；地面標高+300m。4.1.3開采水平的確定及帶（采）區劃分開采水平劃分的目的是有計劃、按順序、安全合理地開采煤層，減少煤炭損失；布置開采水平大巷、井底車場；減少同時掘進的巷道工程量及減少巷道維護工程量；利于生產組織和管理，獲得較好的技術經濟效果。1）開采水平劃分依據及原則（1）具有合理的階段斜長合理的階段斜長便于煤炭運輸，輔助提升，方便行人。同時還要考慮要有合理的區段數目。（2）要有利于采區的正常接替為保證礦井均衡生產，一個采區開始減產時另一個新的采區應投入生產，因此必須提前準備好一個新采區。所以，一個采區服務年限應該大于一個采區的開拓準備時間。（3）經濟上有利的水平垂高根據我國多年的生產建設實際經驗，開采水平垂高過小，會造成嚴重的采掘失調。需要合理的加大開采水平垂高，可以增加水平儲量及服務年限，這樣有利于集中生產，有利于提高開采水平的生產能力，有利于減少開采水平和同時生產的水平數目。因此在運輸、通風、排水、巷道的維護等條件能夠達到的情況下，可以選擇適當加大水平垂高，減少水平數目。4.1.4礦井開拓方案比較1）根據以上分析，現提出以下四種在技術上可行的開拓方案，如圖4-1，分述如下：方案一：立井單水平開拓主、副井均為立井，且布置于井田中央，大巷布置在巖層當中。方案二：主斜副立單水平開拓主井為斜井，副井為立井,且布置于井田中央，大巷布置在巖層當中。方案三：立井兩水平直接延深主、副井均為立井，且布置于井田中央，大巷布置在巖層當中。方案四：立井兩水平暗斜井延深主、副井均為立井，且布置于井田中央，暗斜井延深，大巷布置在巖層中。2）技術比較以上所提四個方案中，在井筒位置、數量和軌道大巷、回風大巷長度以及采區和帶區布置等方面總體一致。他們的區別在于開拓方式的不同而引起部分基建費用和生產經營費用不同。方案一、二的區別在于一方案中主副井都是立井，這樣就增加了井筒施工技術復雜，設備多，要求有較高的技術水平。但其優點也是顯而易見的：減少了大巷保護煤柱，運輸系統干擾降低，各種運輸暢通，由于是本設計是厚煤層開采，通風安全性高，通風條件優化，所以可以適當減少煤巷的維護，提高了煤炭采出率。方案二中，主井是斜井,而副井是立井，這樣施工井筒長，輔助提升能力小，且提升深度有限，通風線路長、阻力大、管線長度大。所以經粗略估算，兩方案中暫取方案一。方案三、四主要區別在于是要采用立井直接延伸還是要采用暗斜井延伸的問題上，方案四采用暗斜井施工工藝、設備與工序比較簡單，掘進速度快，井筒施工單價低，初期投資少，同時地面工業建筑、井筒裝備、井底車場簡單、延伸方便。經過以上技術分析、比較，再結合粗略估算費用結果（見表4-2），在方案三、四中選擇方案四：立井兩水平暗斜井延深,詳情可見表4-2。方案一：立井單水平開拓方案二：主斜副立單水平開拓方案三：立井兩水平直接延深方案四：立井兩水平暗斜井延深圖4-1開拓方案示意圖(3)．經濟比較第一、四方案有差別的建井工程量、生產經營工程量、基建費、生產經營費和經濟比較結果，分別計算匯總于下列表中：見表4.2、表4.3、表4.4、表4.5和表4.6。對一，四方案有差別的建井工程量，基建費，生產經營費和經濟比較結果如表4-3～表4-6，并匯總于表4-7。選項方案一立井單水平開拓方案二主斜副立單水平開拓基建費用/萬元立井開鑿斜井開鑿井底車場井底車場小計小計生產費用/萬元立井提升斜井提升立井排水斜井排水小計小計合計費用/萬元費用/萬元分率百分率方案三立井兩水平直接延深方案四立井兩水平暗斜井延深基建費用/萬元立井開鑿暗斜井開鑿井底車場井底車場主運輸石門副暗斜井開鑿小計小計生產費用/萬元立井提升斜井提升立井排水斜井排水石門運輸14574.6立井提升小計小計合計費用/萬元費用/萬元分率百分率表4-2開拓方案建井工程量期間項目方案一方案四前期主井井筒m副井井筒m井底車場m運輸大巷m后期主井井筒m副井井筒m井底車場m運輸大巷m表4-3開拓方案一和四的建井工程量表4-4開拓方案一和四的生產經營工程量項目方案一項目方案四運輸提升萬t·km工程量運輸提升萬t·km工程量大巷及石門運輸一水平立井提升一水平大巷及石門運輸一水平二水平立井提升一水平二水平排水萬m3一水平排水萬m3一水平二水平表4-5開拓方案一和四的基建費項目方案一方案四工程量m單價元·m-1費用萬元工程量m單價元·m-1費用萬元前期主井井筒副井井筒井底車場主石門運輸大巷小計后期主井井筒副井井筒井底車場主石門運輸大巷2500小計共計表4-6開拓方案一和四的生產經營費用項目方案一方案四工程量m單價元·m-1費用萬元工程量m單價元·m-1費用萬元大巷及石門運輸一水平二水平小計立井一水平二水平暗斜井一水平二水平小計運提費合計排水一水平二水平小計合計表4-7開拓方案一和四費用匯總項目方案一方案四費用萬元百分率%費用萬元百分率%初期建井費基建工程費（前+后期）生產經營費總費用對比結果可以看出方案四比方案一的總費用要多5%，。方案一只有一個水平，與方案四比起來提升、排水等生產環節費用更少，方案四在基建工程費、初期建井費和生產經營費以及總費用都比方案一多，同時在技術和經濟方面上，方案一也要優于方案四。通過經濟、技術以及安全三方面的綜合考慮，選取方案一為最優方案，即選擇立井單水平開拓作為四礦的開拓方案。4.2礦井基本巷道4.2.1井筒礦井前期共有三個井筒，為主井、副井、中央回風立井。1）主井位于井田中央工業場地之中，擔負礦井120萬t/a的煤炭提升任務。井筒中裝備多繩12t側卸式箕斗兩套帶平衡錘；井筒采用混凝土支護，直徑6.5m，凈斷面積33.18m2，支護厚度450mm，掘進斷面35.6m2；兩側剛性組合罐道；每天提升16小時。井筒斷面布置如圖4-2。2）副井位于井田中央工業場地之中，與主井東西相距約80m，擔負全礦的材料、人員、矸石的提升；兼做進風井。裝備一對多繩1t礦車雙層四車窄罐籠和一個1t礦車雙層四車寬罐籠帶平衡錘；安裝行人梯子，并有足夠的安全間隙；分別有一躺輸水、排水管路和兩躺主干動力電纜。井筒混凝土支護，直徑7.2m，凈斷面積40.71m2，支護厚度500mm（表土段壁厚1400m）。井筒斷面布置如圖4-3。3）中央回風井靠近井田東邊界，擔負全礦的回風。井筒凈直徑為6m，凈斷面面積為15.90m2，表土層掘進斷面積為37.39m2，基巖段掘進斷面積21.24m2，井深500m，內設玻璃鋼梯子間作為安全出口，井筒斷面布置如圖4-4。圖4-2主井井筒斷面布置圖表4-8主井井筒特征表井型1.2Mt/a提升容器兩套12t箕斗帶平衡錘井筒直徑6.5m井深600m井斷面積33.18m2井筒支護混凝土井壁厚450mm充填混凝土50mm基巖段毛段面積44.18m2表土段毛段面積44.18m2圖4-3副井井筒斷面布置圖表4-9副井井筒特征表井型1.2Mt/a提升容器一對1t礦車雙層四車窄罐籠一個1t礦車雙層四車寬罐籠帶平衡錘井筒直徑7.2m井深600m井斷面積40.17m井筒支護混凝土井壁厚500mm表土段井壁厚1000～1400mm基巖段毛斷面積66.47m表土段毛斷面積78.54m圖4-4中央回風井井筒斷面布置圖（1:50）井型1.2Mt/a井筒直徑6m井深600m凈斷面積15.90m2基巖段毛段面積21.24m2表土段毛段面積37.39m表4-10中央回風井井筒特征表4.2.2大巷1）軌道大巷此巷為一條半圓拱雙軌運輸大巷，并作進風巷使用，設人行道。式中：B1——軌道大巷寬度，mm；a——人行道寬度，取1300mm；b——車輛邊緣至巷道壁的最小距離，主要運輸巷道一般取950mm，帶區巷道一般取300~500mm；d1、d2——蓄電池電機車的寬度，d1＝d2＝1050mm；c——電機車的間距，250m。B1=1300+950+1050+1050+250＝4600mm軌道大巷的斷面和特征表如圖4-5。2）運輸大巷此巷內有鋼絲繩芯膠帶機運輸煤炭，設有1200mm寬膠帶輸送機，一側設有1200mm寬專用人行道。式中：B2——運輸大巷寬度，mm；a——人行道寬度，取1200mm；b——輸送機邊緣至巷道壁的最小距離，取1570mm;d——膠帶機寬度，d1＝1200+430mm；B2＝1200＋1200＋430+1570＝4400mm膠帶機運輸大巷的斷面和特征表如圖4-6。圖4-5軌道大巷的斷面和特征圖4-6膠帶機運輸大巷的斷面和特征表3）回風大巷為滿足通風需要，故回風大巷內不設軌道和膠帶運輸機，則回風大巷的斷面和特征表如圖4-2-7。圖4-7回風大巷的斷面和特征表4.2.3井底車場及硐室礦井為立井開拓，煤由運輸大巷運至井底煤倉，再由箕斗運至地面；物料經副立井運至井底車場，在井底車場換裝，由電機車牽引運到采（帶）區。少量矸石由礦車直接排運到非通行的巷道橫貫中。1）井底車場的形式和布置方式井底車場是連接礦井井筒和井下主要運輸巷道的一組巷道和硐室的總稱。它聯系著井筒提升和井下運輸兩大生產環節，為提煤、提矸石、下料、通風、排水、供電和升降人員等各項工作服務，是井下運輸的總樞紐。根據《煤炭工業設計規范》4.2.1要求:井底車場布置形式應根據大巷運輸方式，通過車場的貨載量、井筒提升方式、井筒與主要運輸大巷的相互位置，地面生產系統布置和井底車場巷道及主要硐室所處的圍巖條件等因素，經技術經濟比較確定，并符合下列規定：(1)大巷采用固定式礦車運輸時，宜采用環形車場。(2)當井底煤炭和輔助運輸分別采用底卸式及固定式礦車運輸時，宜采用折返與環形相結合形式的車場，并應與采區裝車站形式相協調。(3)當大巷采用帶式輸送機運煤，輔助運輸采用無軌系統時，宜采用折返式或折返式與環形相結合形式的車場；若輔助運輸采用有軌系統，則宜采用環形形式的車場。(4)采用綜合開拓方式的新建礦井或擴建礦井，井下采用多種運輸方式運輸時，應結合具體條件，經方案比較后確定。根據礦井開拓方式，主井、副井和大巷的相對位置關系，確定采用刀式井底車場。該車場利用主要運輸巷道作為調車線和通過線，車場巷道工程量小。2—副井，A、B、C、D、E為吊車過程中任取的五個點圖4-8井底車場布置圖2）空重車線長度井底車場空、重車線調車線長度按1.5倍列車長度考慮，一列礦車為20個車廂，采用1t固定箱式礦車，型號為MG1.1-6A,外形尺寸（長×寬×高）：2000×880×1150（mm），故取調車線長度為70m。3）調車方式駛來的矸石列車由機車牽引到達B點，機車返到A點頂推列車進入副井重車線；機車摘鉤，經道岔CD，通過調車線，到E，拉走空車。調車線停放一備用機車，用于材料和設備的運輸。4）硐室井底車場硐室主要有：井底煤倉、中央變電所、主排水泵房、消防材料庫及工具室、井底清理斜巷、水倉、調度室、等候室、推車機硐室、醫療室、機頭硐室，聯絡巷、箕斗裝載硐室等。（1）井底煤倉主井井底煤倉為垂直圓斷面煤倉，坐落于主井膠帶大巷側下段，煤倉直徑為7.0m，有效裝煤高度為21m，經計算煤倉容量為1200t；膠帶輸送機運輸能力為1000t/h，工作面生產能力為325t/h，兩小時為700t。據設計經驗和規范，可知容量符合要求；煤倉采用上裝式布置，通過檢修清理斜巷清理。（2）副井系統硐室副井系統硐室由中央水泵房、水倉、清理水倉硐室、中央變電所、調度及等候室組成，為節省管材，電纜及方便管理，同時考慮到錨索的安裝，故把中央變電所和中央水泵房布置在附近，并設有防爆密閉門。（3）水倉水倉布置在井底車場副井的東側，水倉開口在調車線的中部，礦井最大涌水量為673m3/時，正常涌水量為427m3/時，所需水倉的容量為：Q0=673×8=5384（m3）根據水倉的布置要求,水倉的容量為:式中:—水倉容量，m3；—水倉有效斷面積，8.15m2;—水倉長度，725m。則：=8.15×725=5908.75（m3）由上面計算得知：>，故設計水倉容量滿足要求。5準備方式—帶區巷道布置5.1煤層地質特征5.1.1帶區位置考慮到縮短建井工期，盡快使礦井投產，本礦井設計首采帶區（南二帶區）位于井田南翼，距離工業廣場近，大巷掘進的同時就可以同時進行帶區的巷道布置。5.1.2帶區煤層特征煤為黑色，條痕色為棕黑色，弱玻璃光澤，一般呈透鏡狀和線理狀結構，層狀構造,煤層結構較復雜，含1～3層夾矸，其中一層夾矸層位較穩定，厚0.1～0.8m，夾矸主要成分為泥巖和砂質泥巖。原煤自然粒度，粉煤占61.9%，平均容量為1.45，散煤容重0.88t/m3。原煤靜止角37.8°，摩擦角36.2°。瓦斯含量為0.05～5.21m3/t，平均瓦斯含量為2.42m3/t，首采塊段戊10煤層瓦斯含量為0.05～5.21m3/t，該帶區屬于低瓦斯帶區，不具有煤與瓦斯突出危險性。5.1.3煤層頂底板巖石構造情況井田開采的戊10煤層直接頂板主要為砂質泥巖，老頂多為細粒或中粒砂巖，屬穩定性頂板，戊10煤層局部可見0.1～0.3m的泥巖或炭質泥巖偽頂，穩定性差易于隨頂垮落。底板多為砂質泥巖，部分為泥巖，煤層穩定性均較好。5.1.4水文地質通過對礦井突水因素和涌水量等綜合分析，現開采的戊10煤層，直接充水水源為煤層頂板砂巖水。砂巖含水層單位涌水量小于236L/s.m，屬弱富水含水層，生產過程中，一般僅見滴淋水，即便有突水，其涌水量亦不大。礦井開采的一水平戊組煤層，礦井涌水量在20～37m3/h之間。根據礦床水文地質條件分類標準，礦井生產的戊10煤層層應屬砂巖孔隙裂隙水弱充水礦床。5.1.5地質構造井田地質構造簡單，煤層傾角平均8～10°。井田共有三條大斷層。余下斷層較小，可忽略不計。5.1.6地表情況井田內無大的河流，只有季節性小溪和沖溝，內部無村莊。5.2帶區巷道布置及生產系統5.2.1帶區準備方式的確定帶區準備方式的優點：不需要開掘上下山，大巷掘出后便可以掘運輸斜巷、回風斜巷、開切眼和必要的硐室與車場，所以巷道系統簡單，掘進工程量少，費用低，運輸系統環節少，，系統簡單以及運輸設備、數量和輔助人員少；同時，工作面長度可以保持等長，對綜合機械化非常有利；另外，帶區布置受斷層影響小，技術經濟效果也比較明顯。5.2.2帶區巷道布置1）區段要素首采帶區位于井田南翼，大巷的南側，走向長度平均2230m，傾向長度平均1622m。帶區劃分為14個分帶。工作面長160m，兩條回采巷道共10m寬，回采巷道間不留煤柱，每個分帶寬170m。2）帶區回采巷道布置及通風方式由于本礦井瓦斯濃度很小，通風比較容易，所以采取“U”型通風方式，即工作面軌道分帶斜巷進新鮮風流，運輸分帶斜巷回風。3）開采順序首采帶區為南二帶區，然后依次開采北一帶區，南四帶區，北三帶區，北五帶區。4）帶區運輸帶區內各分帶的運輸斜巷鋪設B=1200mm的膠帶輸送機，運輸煤炭到帶區集中巷，輔助運輸采用礦車運輸，經運輸大巷由蓄電池電機車運到主運輸石門，然后由無極繩絞車運至工作面。5.2.3帶區生產系統1）運煤系統工作面→分帶運輸斜巷→膠帶機運輸大巷→井底煤倉→主井→地面2）輔助運輸系統地面→副井→井底車場→軌道大巷→材料車場→帶區回風石門→帶區軌道集中平巷→分帶軌道斜巷→工作面。3）通風系統10201工作面的風流路線為：副井→井底車場→軌道大巷→材料車場→帶區回風石門→帶區軌道集中平巷→分帶軌道斜巷→工作面→分帶運輸斜巷→帶區回風斜巷→回風大巷→風井4）排矸系統礦井投產后，矸石由礦車運至軌道大巷后，再由電機車牽引至井底車場，并由副井提出地面。5）工作面供電系統地面變電站→副井→中央變電所→軌道大巷→軌道集中巷→分帶運輸斜巷→工作面。6）排水系統工作面→分帶運輸斜巷→軌道大巷→井底水倉→副井→地面。4-運輸大巷5-軌道大巷7-帶區集中平巷8-絞車房通風巷9-絞車房10-帶區回風斜巷11-分帶回風斜巷12-分帶進風斜巷13-帶去回風石門14-材料車場圖5-1帶區生產系統圖5.2.4帶區生產能力及采出率1）帶區生產能力本礦井設計生產能力為1.2Mt/a，采用大采高一次采全高工藝，由于大采高產量大，因此，布置一個采面完全可以滿足礦井的產量。以首采工作面為例計算：工作面生產能力計算工作面長度160m，煤層厚度4.0m，采煤機截深0.8m，工作面工作制度采用“三八”工作制，即兩班采煤，一班檢修。雙向割煤，每刀進尺0.8m，往返一次割兩刀，即兩個循環，每班3個循環，每日共進行6個循環。設計割煤高度4.0m，每年生產330天。工作面生產能力按下式計算A0=330×H×γ×L×a×n×C×10-6(5-1)式中：A0——工作面采煤機生產能力，Mt/a；H——采煤機割煤高度，4.0m；γ——煤層容重，1.45t/m3；L——工作面長度，160m；a——截深，0.8m；n——工作面晝夜進刀次數，取6次；C——工作面回采率，厚煤層取0.93。把數據帶入式5-1得：A0=1.36Mt2）帶區生產能力計算A=K1K2A0式中：A——帶區生產能力，Mt/a；K1——工作面不均衡系數，此取1；K2——帶區內掘進出煤系數，取1.1；A0——工作面年生產能力，1.36Mt/a。把數據帶入公式5-2得：A=1.49Mt/a礦井設計井型為1.2Mt/a，首采帶區生產能力為1.49Mt/a，完全能夠滿足礦井的產量要求。3）帶區采出率帶區內的煤炭損失主要包括初采、末采的丟煤，工藝損失，端頭損失，保護煤柱損失等，因此帶區內實際采出的煤量要低于實際埋藏量。帶區的實際采出量與帶區工業儲量的百分比稱為帶區采出率。按下式計算：帶區采出率=帶區實際采出煤量/帶區工業儲量×100%帶區工業儲量為：24.1Mt帶區實際采出煤量為20.33Mt：則：帶區采出率=20.33/24.1×100%=84.44%根據《煤炭工業設計規范》規定：帶區采出率：厚煤層不低于0.75，中厚煤層不低于0.8，薄煤層不低于0.85。設計首采帶區采出率為0.84，符合《煤炭工業設計規范》規定。5.3帶區車場選型計算5.3.1帶區車場的形式本設計帶區煤層運料平巷通過帶區下部車場與軌道大巷相連接。帶區下部車場采用順向平車場，如圖5-3-1所示，通過絞車提升，絞車房獨立通風，并設置風窗調節風量；分帶軌道斜巷內采用無極繩絞車牽引礦車進行輔助運輸。圖5-3-1帶區下部車場布置圖8-絞車房通風巷9-絞車房10-帶區回風斜巷13-回風石門14-材料車場5.3.2帶區車場的調車方式裝滿設備和材料的礦車由電機車牽引從軌道大巷進入帶區車場。在帶區車場下部停車線上，礦車與電機車脫鉤，礦車和材料車通過提升絞車提至平車場的平臺摘鉤，然后沿著礦車行進方向進入帶區軌道平巷。5.3.3帶區主要硐室布置1）絞車房絞車房布置在巖層中，斷面為半圓拱形，用全混凝土砌碹或混凝土供料石墻砌筑。設兩個安全出口，一是鋼絲繩通道，根據絞車最大件的運輸要求，寬度一般為2.0~2.5m，本礦取2.5m；二是通風巷道，寬度一般為1.2~2.5m，本礦取2.0m。硐室高度應根據安裝和檢修起吊設備高度的要求確定，寬度一般為3~4.5m，本礦取4m。2）帶區變電所井底中央變電所至首采帶區的供電系統電路壓降不大，故首采帶區不布置帶區變電所。6采煤方法6.1采煤工藝方式6.1.1帶區煤層特征及地質條件煤為黑色，條痕色為棕黑色，弱玻璃光澤，一般呈透鏡狀和線理狀結構，層狀構造,煤層結構較復雜，含1～3層夾矸，其中一層夾矸層位較穩定，厚0.1～0.8m，夾矸主要成分為泥巖和砂質泥巖。原煤自然粒度，粉煤占61.9%，平均容量為1.45，散煤容重0.88t/m3。原煤靜止角37.8°，摩擦角36.2°。瓦斯含量為0.05～5.24m3/t，平均瓦斯含量為2.52m3/t。屬于低瓦斯礦井。礦井正常涌水量為427m3/h,最大涌水量為673m3/h。帶區內地質構造簡單，煤層傾角平均8～10°。6.1.2確定采煤工藝方式由于煤層的自然條件和采用的機械不同，完成回采工作各工序的方法也就不同，并且在進行的順序、時間和空間上必須有規律地加以安排和配合。這種在采煤工作面內按照一定順序完成各項工序的方法及其配合，稱為采煤工藝。在一定時間內，按照一定的順序完成回采工作各項工序的過程，稱為采煤工藝過程。采煤方法的選擇，應根據煤層賦存情況、開采技術條件、地面保護要求、設備供應狀況以及設計生產能力、效率、成本和煤的回收率等因素，經綜合技術經濟比較后確定。需遵循以下原則：1）煤炭資源損失少，采用正規采煤方法；2）安全勞動條件好；3）盡可能采用機械化采煤，達到工作面高產高效；4）材料消耗少，生產成本低；5）便于生產管理。根據帶區地質條件及煤層賦存特征，可分為分層綜采工藝、放頂煤工藝以及一次采全高回采工藝，三種工藝各有優缺點：（1）分層綜采工藝優點：分層綜采工藝技術較為成熟，設備類型齊全且性能好，操作相對方便，管理簡單，可選能適應各種條件的采煤設備；同時，液壓支架及配套的采煤機設備體積小、輕便，有利于回采工作面搬家。采高一般為2.0~3.5m，采出率高。回采工作面煤壁增壓小，生產環節好，煤壁穩定。缺點：巷道掘進相對較多，掘進率低；開采投入高，人工鋪網勞動強度大，費用大，工作面單產低，提高困難。（2）放頂煤工藝優點：利于合理的集中生產，高產高效，具有顯著的經濟效益；巷道掘進少，維護工程量少；工作面搬家次數少，以至于對地質條件和煤層賦存條件有更強的適應性；缺點：煤損較多，回收率低；煤塵大，以致放煤時煤和矸石界線難以分別，這樣就使得煤炭的含矸率提高，從而影響煤質；自然發火和瓦斯隱患較大。（3）一次采全高工藝優點：與分層綜采相比，工作面產量和效率大幅高；回采巷道掘進量減少，減少了假頂的鋪設；減少了綜采設備的搬遷次數，節省了搬遷費用；增加了生產時間；材料消耗少，采出率高。缺點：采高增加后，液壓支架、采煤機和輸送機的重量都將增大。在傳統礦井輔助運輸條件下，裝備搬遷和安裝比較困難。另外，工藝過程中防治煤壁片幫，設備滑到和處理冒頂都有一定難度，對管理水平要求也高。適用條件：一般適用于地質構造簡單，煤層較硬，煤層厚度3.5-6m，賦存穩定，傾角一般小于12度，最大不超過20度，頂板穩定或較穩定的厚煤層。比較上述3種回采工藝的特點，分層開采綜合經濟效益差，不利于礦井實現高產高效，初步選擇放頂煤開采工藝或一次采全高工藝，又因為本礦井煤質較硬，瓦斯較大，放煤比較困難，且放頂煤工藝回采率低，再加上礦井平均煤厚為5.0m，賦存穩定，因此選擇一次采全高較合理。6.1.3回采工作面參數根據前面開拓、準備的巷道布置，采用帶區式布置工作面，回采工作面沿走向布置，沿傾斜推進；影響工作面長度的因素：1）地質因素，包括煤層厚度、傾角、圍巖性質、地質構造；2）技術因素，包括采煤機、輸送機、頂板管理、工作面通風巷道布置；3）經濟因素。一般綜采工作面的長度范圍為150～250m，每個工作面長度盡可能保持一致。本設計工作面長度平均為160m，分帶長平均為1600m；煤厚4.0m。戊10煤層工作面年產量為1.2Mt/a，考慮掘進出煤日產量為3636.4t/d，工作面日進度為：式中：S——工作面日進度，m；Q——工作面日產量，3636.4t；L——工作面長度，160m；M——工作面平均采高，取4.0m；γ——煤層容重，1.45tmC——工作面回采率，取93%。計算得S=3.37工作面循環進尺為0.6m，日循環數n=工作面日進度/循環進度=5.62取工作面日循環數為6個，工作面日進度為3.6m，年進度為1188m。而開采方式選擇后退式回采，有利于回采巷道維護和通風。工作面的推進長度為874～1838m6.1.4綜采放頂煤工作面設備選型及配套1)選型原則本礦井工作面生產能力大且生產高度集中，為現代化高產高效礦井。從一井一面、集中生產的綜采發展趨勢出發加大工作面長度，液壓支架配備電液閥，加大截割深度和功率，選用大功率采煤機組，提高割煤速度，同時，加快采煤機的牽引速度和移架速度，配備大運量、高強度的重型可彎曲刮板輸送機，采用長距離、大運量的巷道帶式輸送機。針對這種發展趨勢，在工作面主要設備選型時，設計考慮了以下原則：（1）技術先進、性能優良、維修方便、可靠性高、生產能力大；（2）各設備間配套性好，采運平衡；（3）保證礦井的產量和效益，以先進可靠性高的設備為主。2)綜采工作面生產設備選型工作面的關鍵參數見表6.1。表6-1工作面關鍵參數表工作面長度（m）煤厚（m）煤層結構所需支架類型傾角（°）1604.0簡單、無夾矸支撐掩護式8~106.1.4.1采煤機選型按照厚煤層1.2Mt產量的要求，工作制度為330d/a，每天兩班生產一班檢修來計算，則采煤工作面生產能力約為3636t/d，工作面采煤機開機率按70%，采煤機功率按美國開機硬煤估算功率經驗值0.6kW·h/t，則：工作面小時生產能力為：Q=3636/(16×70%)=328.64t/h采煤機功率為：N=328.64×0.6=194.79kW結合礦上實際使用情況，工作面選用西安煤礦機械廠生產的MXA-300/4.5W采煤機，詳細技術特征見表6-2：表6-2采煤機技術特征項目單位數目型號MXA-300/4.5W制造廠家西安煤礦機械廠采高m2.2～4.5截深m0.8滾筒直徑m2.0滾筒中心距m10.326截割功率kW300牽引方式電牽引牽引速度m/min0～8.50牽引功率kW2×90機面高度m1.905臥底量m0.185控頂距m2.3426.1.4.2刮板輸送機的選型刮板輸送機的選型需要滿足以下三個方面的要求：運輸能力與采煤機生產能力相適應；外形尺寸和牽引方式與采煤機相匹配；機長度與工作面長度相一致。采煤機生產能力為:Q=60vMBγη式中：Q——采煤機小時割煤量，t/hv——采煤機牽引速度，取3.5m/minM——煤層厚度，取4mB——截深，取0.8mγ——煤的體積質量，1.45t/m3η——有效截割系數，取0.9Q=60×3.5×4×0.8×1.45×0.9=876.9t/h如果要考慮一定的富裕系數，則刮板輸送機的額定運量應達到900t/h。根據以上條件限定，采用張家口煤礦機械廠生產的SGZC-764/400型輸送機。采用雙向割煤的藝方式，即采煤機往返一次為兩個循環。刮板輸送機參數見表6-3:表6-3刮板輸送機技術特征項目單位數目型號SGZ-880/500制造廠家張家口煤礦機械廠生產能力t/h1500運輸機長度m250電機功率kW2×400/200總裝機功率kW1000鏈速m/s1.2中部槽尺寸mm1500×880×3206.1.4.3采煤機的工作方式1）進刀方式：不留三角煤端部斜切進刀由于煤層的存穩定，傾角較緩，同時設計為大型礦井，所以工作面生產能力大，且選用刮板輸送機比較先進，能夠很好的消除過載現象。所以用采煤機雙向割煤，追機作業（前滾筒割頂煤，后滾筒割底煤，在工作面端頭斜切進刀，上行，行均割煤）即往返一次為兩個循環。往返一次進兩刀，采煤機過后，先移架后推刮板輸送機。2）進刀方法具體如圖6-1所示圖6-1采煤機斜切進刀示意圖a-采煤機割煤到端頭以后，前滾筒下降來割底煤，后滾筒上升割頂煤，采煤機則反向沿輸送機彎曲段斜切入煤壁中。b-采煤機機身全部進入直線段且兩個滾筒的截深全部達到一個截深時停機。c-將支架來過并順序移輸送機至端頭后調換前后滾筒位置向端頭割煤。d-割完三角煤后，再次調換前后滾筒位置，向直線端割煤，即開始下一個循環。割煤后要時拉架、頂機頭、移溜。6.1.5采煤工作面支護方式1)液壓支架選型及布置（1）支護采用液壓支架支護，根據頂底板巖性與煤層厚度及高等條件，選用北京煤機廠生產的支撐掩護支架及其相配套的端頭支架。留巷巷道端頭支護是用單體柱支護，非留巷巷道端頭支護方式用端頭支架和單體柱聯合支護。從工作面機頭到機尾分別布置端頭架3架，中間架154架，共計160架，支架技術特征見表6-4。表6-4液壓支架技術特征項目單位數目型號ZZ5600/23/47型式支撐掩護式支撐高度m2.3～4.7支架寬度m1.41～1.59中心距m1.5初撐力kN5000工作阻力kN5600支護強度MPa0.98泵站壓力MPa31.5支架重量t19.5供液泵壓MPa31.5支架最大長度m6.1制造廠家北京煤機廠表6-5乳化液泵站技術特征項目單位技術特征型號RB125/31.5流量L/min125柱塞數量個3電動機功率kW75電壓等級V1140質量kg1440泵總成尺寸mm×mm×mm2088×810×875儲液箱L1000表6-6噴霧及冷卻泵技術特征項目單位技術特征型號WPZ320/6.3流量L/min320壓力Mpa6.3電動機功率kW45轉速r/min1470質量kg1800外形尺寸mm×mm×mm2500×890×958（2）支架高度的確定及支護強度的驗算式中：—支架最大支護高度，m；—煤層最大采高，m；—偽頂或浮煤冒落厚度，m。=4.5+0.2=4.7m最小高度：式中：Hmin——支架最小支護高度，m；hmin——煤層最小采高，m；——頂板最大下沉量，取200mm；a——支架移架所需最小下降量，取50mm。b——浮煤厚度，取50mm。上覆巖層所需的支護強度按下式計算：P=(4~8)×9.8Mγcosα×10-3式中：M——工作面最大采高，取4.5m；γ——頂板巖石體積質量，取2.7t/m3；α——煤層傾角，α=5°；則：P=(4~8)×9.8×4.5×2.7×cos5°×10-3=0.474MPP=0.474MP≤0.98×80%=0.784MP經驗算，P不大于支架額定支護強度的80%，所以該支架能夠滿足支護要求。工作面供液由RB125/31.5乳化液泵提供，乳化液泵壓力設計為31.5MPa。（3）頂板管理采用全部垮落法管理頂板。（4）移架及推移刮板輸送機方式移架方式與輸送機推移方式有多種：eq\o\ac(○,1)四種移架方式：鄰架自動順序移架；成組順序移架；采煤機和支架聯動移架；手動移架。eq\o\ac(○,2)四種推移刮板輸送機方式：雙向鄰架推移；雙向成組推移；采煤機割煤后自動拉架并推移；手動推移。本設計主采煤層頂底板較穩定，條件好。所以為了提高移駕速度，本設計采用了成組順序式移駕，即3個為一組。輸送機的推移采用雙向成組推移，12個一組。拉架要滯后滾筒3-5架，如有冒頂危險，應及時追機拉架。如移駕過程中，頂板破碎或片幫厲害時，也要及時拉超前架并要打護幫板。2）端頭支護與超前支護（1）端頭支護要求端頭處在工作面和斜巷交接處，斷面大，跨度大，且支承壓力集中在此，所以變形量較大很難維護。上下斜巷受到回采的影響也不易支護。因此，本設計確定采用端頭液壓支架來支護。它的優點如下：eq\o\ac(○,1)支護安全/方便；eq\o\ac(○,2)能為轉載機與輸送機頭地移動提供動力；eq\o\ac(○,3)能適應工作面的傾角變化。故本設計采用ZT7500/18/36型中置式端頭支架。具體特征見表6-7。表6-7端頭支架主要技術特征見表項目單位規格型號ZT7500/18/36工作阻力kN7230~7500初撐力kN5380~6030最小支撐高度m1.8最大支撐高度m3.6支護強度MPa0.43~0.55中心距m1.5底板比壓MPa0.72~0.8重量t21.35（2）超前支護本工作面擬采用FLZ38－20/110Q型單體液壓支柱外加鉸接頂梁來進行超前支護。eq\o\ac(○,1)分帶運輸斜巷的支護從煤壁向外30m進行超前支護，柱距800mm。eq\o\ac(○,2)分帶軌道斜巷的支護從煤壁向外30m進行超前支護，柱距800mm。eq\o\ac(○,3)機尾打木垛，預留通風通道，且需要木垛緊靠支架，同時木垛間距離不能超過3m。eq\o\ac(○,4)橫川口加強支護。在橫川口緊靠煤柱處要打一排柱距為800mm的戴帽點柱。（3）超前支護的管理eq\o\ac(○,1)超前支護必須按照要求打勞打好，且支柱必須成一條直線；進行回柱工作時必須要有四人以上來配合作業，禁止單人操作；回柱時一定要有專人來看護頂板以及煤幫的情況，如發現有矸石、活煤等需及時進行處理，處理好后方可進行作業；要執行好先支后回的原則。eq\o\ac(○,2)超前支護的地方必須設有高度不低于1.8m，且寬度不低于0.8m的運料通道以及安全出口。eq\o\ac(○,3)當機組行駛至工作面的兩頭距巷道小于15m時，嚴禁兩頭作業。當在推動轉載機、拉動端頭架以及拖拉電纜和液壓管時，禁止兩頭作業，并撤出人員。另外，超前支護的工作不能和同一地點的其它工作進行平行作業。eq\o\ac(○,4)在行人巷行走要走在兩排柱之間，且各種電纜液管一定要掛在巷幫處不低于2.0m的地方，班長的安檢工要經常對兩巷煤幫頂板的情況進行檢查，如發現有安全隱患要及時予以處理。同時，靠近工作面的在橫川內的材料務必要提前工作面至少50m進行回收，備品和備件必須碼放在距離工作面70m以外的地方。6.1.6各工藝過程的注意事項（1）割煤質量的標準割煤后的工作面須保證煤壁的平直，無傘檐、無馬棚且頂底板保證平直。如果沒有特殊需要，則要求循環頂底板和上一個頂底板之間的錯差不超過±50mm。同時，機與、機尾要平緩過渡，支架頂梁也必須接頂非常嚴實。（2）移架質量的標準標準：支架拉過后要成一直線（偏差不超過±50mm）。架間距離要均勻（中心距的偏差不能超過±100mm）。支架頂梁和頂板進行平行支設，其最大的仰俯角要小于7°，且相鄰的支架間不可以有明顯的錯差，要求支架間不擠不咬，同時空隙不能大于200mm（3）刮板輸送機的推移要求刮板輸送機的推移工作過后必須其成一直線且保證輸送機的平整，不出現飄溜，凹溜以及局部起伏會過大的現象。機頭和機尾的推進度要保持一致，且推移步距必須保持在0.8m，來確保截深和產量及工程的質量。工作面的輸送機推移時，必須在采煤機的底滾筒距離大于15m處（4）清煤質量的標準標準：工作面無大小超過100mm的碳塊。清煤工要滯后輸送機10個支架，即距采煤機的距離大于50m，同時清煤工必須要面向機尾，注意輸送機和頂板以及煤幫的情況，以防止發生意外。（5）對端頭架支護的管理工作面的機頭使用單體柱來支護，機尾則用3臺支架，要求其滯后于普通支架的一個循環。又因為端頭到超前支護的20m段都是壓力比較集中的地方，特制訂了如下的管理措施：eq\o\ac(○,1)端頭的支架必須要達到初撐力；eq\o\ac(○,2)端頭支架的底座嚴禁鉆底。如果支架的底座壓住了推移桿，要用提底千斤把支架的底座提起來，然后再在支架的底座下面墊上順山板梁和柱帽來將支架的底座墊起。eq\o\ac(○,3)當巷道和兩頭出口的頂板發生破碎時，應該采用架棚維護。其必須為一梁三柱，且有戧柱。架棚的時候必須要有四個人以上來操作，其中兩人把板梁抬起到一個梁頭高，抬梁時須用雙手來拖住板梁的下方，然后用梁頭支柱來把板梁升緊。單體柱須支正，升緊，禁止出現三爪柱和漏液柱以及上吊柱等現象。另外，在機頭架棚的時候必須閉鎖三機，并派專人來看管。（6）采空區的管理采空區則用自然跨落的方法進行處理，如果端頭的老塘懸頂的面積大于8m2，而且不垮落時，必須把錨索退出來。如退出錨索以后仍然無法使得采空區頂板發生跨落，則要對采空區采取強制放頂的措施，其相應措施要按照有關規定來執行。（7）提高塊率，保證煤質的措施eq\o\ac(○,1)在各轉載點的落煤處加上緩沖裝置；eq\o\ac(○,2)在割煤的過程中必須把握好采煤機的采煤速度，一般保持在4米每分左右；eq\o\ac(○,3)破碎機的錘頭高度要保持在150～200mm之間；eq\o\ac(○,4)機組的司機必須掌握好采高（嚴禁割底或割頂）；eq\o\ac(○,5)停機時要及時停水。若工作面的遇水量較大時，須及時地采取排水措施；eq\o\ac(○,6)在分帶運輸斜巷的皮帶機頭處要加設除鐵器；eq\o\ac(○,7)各級運輸機的司機要嚴格把關，嚴禁雜物進入到運煤系統中。（8）頂板的維護與礦壓的觀測措施工作面和區段巷道必須要加強頂板的維護工作，若工作面的支架能超前拉，則必須超前拉架，而且工作面的所有支架在拉過之后必須升緊到初撐力。對于失效的錨桿則由調度室來安排重新補打，而對于網破的地點必須進行補網。礦壓監測則由當班的班長與驗收員來完成，每班班后要記錄在礦壓的觀測記錄表上，并交給相關領導審核。6.1.7采煤工作面的正規循環作業1）勞動組織形式勞動組織是以采煤機割煤的工序為中心來組織進行拉架和推移輸送機以及清煤等工作的（即采用了分工種追機平行作業的方式，來充分利用工時和空間，進而能充分發揮綜合機械化的效能）。工作面采用一次采全高，采高為4.0m，沿底板進行推進。機頭與機尾各10m隨巷道頂底板來平緩的過渡，循環進尺為0.8m，遵循以風定產原則。采用了“三八”制作業（即兩班生產、一班檢修），均執行現場交接班的制度，每班的有效工時是8h。循環方式是生產班每班要進3個循環，檢修班則是進一個循環，總的日進6個循環。24小時正規循環作業的圖表祥見采煤方法圖。勞動組織配備表見表6-8。表6-8勞動組織配備表序號項目班次定員生產一班生產二班檢修班1班長33392采煤機司機22163移架工22264刮板輸送機司機11135轉載機司機11136泵站司機11137皮帶輸送機司機33398端頭維護工334109驗收員111310清煤工221511電工115712看電纜工111313庫工--3314機動人員333915合計242433792）技術經濟指標循環產量按下列公式計算：式中：Q1——割4.0m采高段一刀的煤產量，t；Q2——割過渡段一刀的煤產量，t；Q——循環產量，t；L1——工作面4.0m采高段的傾斜長度，m；L2——工作面過渡段的傾斜長度，m；S——循環進尺，0.7m；M1——工作面中段采高，4.0m；M2——工作面的過渡段采高，取3.5m；γ——煤容重，1.45t/m3；C——工作面可采范圍內的回采率，93％。則：Q1=230×0.7×4.0×1.45×0.93=868.434tQ2=30×0.7×3.5×1.45×0.93=99.115t循環產量：Q=Q1+Q2=868.434+99.115=967.549t日產量=Q×日循環數=967.549×6=5805.294t噸煤成本根據礦上實際數據取為220元/t，工作面主要技術經濟指標見表6-1-9。表6-1-9工作面主要技術經濟指標序號項目單位數量1工作面走向長度m1602工作面傾斜長度m14003工作面傾角°94采高m4.05煤的容重t/m31.456循環進尺m0.807循環產量t967.58日循環數個69日產量t5805.310坑木消耗m3/萬t111乳化液消耗kg/萬t50012回采工效t/工65.6613回采率%9314噸煤成本元/t22015月推進度m1266.210201首采工作面的回采巷道布置6.2.1回采巷道布置方式1）布置方式工作面的絕對瓦斯涌出量為5.43m3/t，生產能力為1.2Mt/a，根據以風定產的要求以及后面通風設計關于工作面通風方式選擇的比較論述，確定采用“U”型通風方式。工作面回采巷道布置方式為一進一回，分帶運輸斜巷布置帶式輸送機進行運煤，分帶軌道斜巷布置軌道，輔助運輸兼進風。采用連續采煤機割煤，錨桿機進行支護的機械化掘進方式。2）煤柱尺寸分帶斜巷采用沿空留巷方式，掘進時采用了單巷方式掘進，分帶之間則是根據現場的條件留設3—5m的小煤柱，而帶區的兩側之間留設了15m的邊界保護煤柱。6.2.2回采巷道參數1）分帶斜巷巷道參數分帶運輸斜巷及軌道斜巷的斷面尺寸均為5.0m×3.0m，斷面程矩形。采用了膠帶輸送機來運煤，礦車來輔助運輸。膠帶機巷內布置了1100mm寬的膠帶來運煤。軌道斜巷中布置了排水管路，運輸斜巷中布置了動力電纜。2）分帶軌道斜巷的支護方式（1）頂板錨桿eq\o\ac(○,1)規格及數量：規格Ф22-M24-2800mm，總7根，間排距為750×800mm；eq\o\ac(○,2)網：8#鐵絲網，規格為5200×1000mm，網搭接部分全部壓在鋼帶的下方，且用12＃的鐵絲按照150mm的間隔進行有效連接；eq\o\ac(○,3)鋼帶：M5型鋼帶，長為4.8m；eq\o\ac(○,4)錨桿的角度：靠近巷幫頂板的錨桿所安設的角度與鉛垂線成30°；eq\o\ac(○,5)托盤：采用和M型鋼帶所配套地高強度托盤，規格為150×143×8mm；eq\o\ac(○,6)螺母與墊圈：80～120Nm扭矩螺母和其配套的塑料墊圈；eq\o\ac(○,7)藥卷：采用兩只樹脂藥卷，其規格均為Z2360型；eq\o\ac(○,8)鉆孔的規格：鉆孔直徑為28mm，鉆頭直徑為27mm，孔深為2750mm；eq\o\ac(○,9)錨固方式：為樹脂加長錨固，其錨固長度是1675mm；eq\o\ac(○,10)預緊及錨固力：錨桿的預緊力不得低于60~80kN。錨固力不得低于120kN，錨桿的預緊力矩不得小于300N·m；（2）頂板錨索梁eq\o\ac(○,1)規格及數量：規格Ф21.8-6300mm，布置成“2-0-2”形式，排距取1600mm，緊跟迎頭進行施工，如圖6-2-1所示；eq\o\ac(○,2)鋼帶：16#槽鋼，長2.4m，兩孔，孔中心距2.0m；eq\o\ac(○,3)螺母及墊圈：OVM錨具；eq\o\ac(○,4)錨索的角度：垂直巖面進行施工；eq\o\ac(○,5)托盤：采用與槽鋼配套的高強度平鋼板，規格140×100×15mm；eq\o\ac(○,6)錨固的方式：樹脂加長錨固，錨固的長度為2870mm；eq\o\ac(○,7)藥卷：采用四支樹脂藥卷，一支規格為K2360型，另外三支為Z2360；eq\o\ac(○,8)鉆孔的規格：鉆孔直徑取28mm，鉆頭直徑取27mm，孔深取6000mm；eq\o\ac(○,9)預緊與錨固力：預緊力為80~100kN，錨固力不得低于200kN；（3）幫部錨桿eq\o\ac(○,1)規格與數量：規格Ф22-M24-2500mm，總5根，間排距為650×800mm；eq\o\ac(○,2)鋼帶：M4型鋼帶，長2.8m；eq\o\ac(○,3)網：8#鐵絲網支護，規格為3200×1000mm，網搭接部分全部壓在鋼帶的下方，并用12＃的鐵絲按照150mm間隔進行有效的連接；eq\o\ac(○,4)螺母與墊圈：80～120Nm扭矩螺母及其配套的塑料墊圈；eq\o\ac(○,5)錨桿的角度：靠近巷幫的錨桿安設角度與水平線成30°；eq\o\ac(○,6)藥卷：采用兩支樹脂藥卷，其規格均為Z2360型；eq\o\ac(○,7)托盤：采用與M型鋼帶所配套的高強度托盤，其規格150×143×8mm；eq\o\ac(○,8)鉆孔的規格：鉆孔直徑為28mm，鉆頭直徑為27mm，孔深為2450mm；9錨固的方式：樹脂加長錨固，錨固長度為1675mm；10預緊與錨固力：錨桿的預緊力不得低于60~80kN，錨固力不得低于80kN，錨桿的預緊力矩不得小于300N·m；（4）個別地段可根據需增設預警柱。（5）巷道幫頂的肩角處的錨桿應適當垂直于煤巖面，也可以帶一定的角度。且幫頂錨桿的扭矩不得低于300N·m，其機具扭矩不足時可采用滯后的二次加扭。（6）嚴格控制錨桿的排距，以確保錨桿間排距不超過850mm3）分帶運輸斜巷的支護方式（1）頂板錨桿eq\o\ac(○,1)規格與數量：規格Ф22-M24-2800mm，總7根，間排距為750×800mm;eq\o\ac(○,2)鋼帶：M5型鋼帶，長4.8m;eq\o\ac(○,3)網：Ф6mm鋼筋網和鋼塑雙層網的聯合支護，鋼筋網的規格為2600×1000mm（兩塊），而鋼塑網的規格為5400×1000mm;eq\o\ac(○,4)螺母與墊圈：80～120Nm扭矩螺母及其配套的塑料墊圈;eq\o\ac(○,5)錨桿的角度：靠近巷幫的頂板錨桿安設角度為與鉛垂線成30°;eq\o\ac(○,6)托盤：采用與M型鋼帶所配套的高強度托盤，其規格150×143×8mm;eq\o\ac(○,7)錨固的方式：樹脂加長錨固，其錨固的長度為1675mm;eq\o\ac(○,8)鉆孔規格：鉆孔直徑為28mm，鉆頭直徑為27mm，孔深為2750mm;eq\o\ac(○,9)藥卷：采用兩支樹脂藥卷，規格均為Z2360型;eq\o\ac(○,10)預緊與錨固力：錨桿的預緊力不得低于60~80kN，錨固力不得低于120kN，錨桿的預緊力矩不得小于300N·m;（2）頂板錨索梁eq\o\ac(○,1)規格和數量：規格Ф21.8-6300mm，迎頭布置成“3-0-3”形式，排距為800mm，如圖4-1所示；根據礦壓的觀測，應及時補充施工錨索，使得每3排錨桿布置的錨索數量都達到14套，即呈“5-4-5”布置，具體如圖6-2-2所示；eq\o\ac(○,2)20#槽鋼，長1.8m、2.8m和3.4m三種。1.8m布置2孔，孔中心距1.4m；2.8m布置3孔，孔中心距1.2m，3.4m布置4孔，孔中心距1.0m；eq\o\ac(○,3)螺母與墊圈：OVM錨具；eq\o\ac(○,4)錨索的角度：垂直于巖面施工；eq\o\ac(○,5)藥卷：采用四支樹脂藥卷，一支規格為K2360型，另外三支為Z2360；圖6-2-1分帶軌道斜巷的巷道斷面支護參數圖eq\o\ac(○,6)托盤：采用與槽鋼所配套的高強度的平鋼板，規格為140×100×15mm；eq\o\ac(○,7)鉆孔的規格：鉆孔直徑為28mm，鉆頭直徑為27mm，孔深為6000mm；eq\o\ac(○,8)錨固方式：樹脂加長錨固，其錨固的長度為2875mm；eq\o\ac(○,9)預緊與錨固力：預緊力為80~100kN，錨固力不得低于200kN；（3）高幫（非回采側幫）錨桿eq\o\ac(○,1)規格與數量：規格Ф22-M24-2500mm，總5根，間排距為650×800mm；eq\o\ac(○,2)鋼帶：M4型鋼帶，長2.6m；eq\o\ac(○,3)螺母與墊圈：80～120Nm扭矩螺母及配套塑料墊圈；eq\o\ac(○,4)網：Ф6mm鋼筋網與鋼塑網雙層網聯合支護，鋼筋網規格為2600×1000mm，鋼塑網的規格為2800×1000mm；eq\o\ac(○,5)藥卷：采用兩支樹脂藥卷，規格均為Z2360型；eq\o\ac(○,6)錨桿的角度：垂直于幫部施工；eq\o\ac(○,7)托盤：采用與M型鋼帶所配套的高強度托盤，其規格150×143×8mm；eq\o\ac(○,8)錨固方式：樹脂加長錨固，其錨固的長度為1675mm；eq\o\ac(○,9)鉆孔規格：鉆孔直徑為28mm，鉆頭直徑為27mm，孔深為2450mm；eq\o\ac(○,10)預緊與錨固力：錨桿的預緊力不得低于60~80kN，錨固力不得低于80kN，錨桿的預緊力矩不得小于300N·m；（4）高幫（非回采側幫）錨索梁eq\o\ac(○,1)規格和數量：規格Ф21.8-5300mm，距離底板0.8m、1.5m高度各布置一套沿巷道走向錨索梁，排距800mm，最終形成如圖6-3所示；eq\o\ac(○,2)20#槽鋼，長2.4m，孔中心距為2.0m；eq\o\ac(○,3)螺母及墊圈：OVM錨具；eq\o\ac(○,4)錨索角度：垂直于巖面施工；eq\o\ac(○,5)藥卷：采用三支樹脂藥卷，規格均為Z2360；eq\o\ac(○,6)托盤：采用與槽鋼所配套的高強度的平鋼板，規格為140×100×15mm；eq\o\ac(○,7