往年设计参考08级采矿

摘一般部分为煤矿1.5Mt/a新井设计。煤矿位于省宿州市境内，区内交通十分便利。长6.3~6.8km，倾斜宽2.14~3.82km，面积22.75km2。内可109.2a550m3/h660m3/h。矿井相对瓦斯12.0m3/t37.879m3/min，属高瓦斯矿井。煤层属于有可能自根据地质条件，提出四个技术上可行的开拓方案。方案一：立井单水平开拓，较，最终确定方案一为最优方案。水平标高-650m，整个划分为5个带区和2个采区，矿井采用带区式准备方式，工作面设计长度210m，采用综合机械化采全高采330d16h。矿井采用“三八”制工作制度，两班生产，一班检修,生产班每班完成3个采煤循环。循环进尺为0.8m，日产量为4127.71t。矿井煤炭采用胶带输送机，辅助采用蓄电池式电机车牵引固定箱式矿车。16t1.5t升降人员。专题部分题目为：煤矿综放沿空掘巷巷道支护技术分析。主要分析了综合机械化放顶煤开采时沿空掘巷巷道变形破坏的机理，理论分析所留保护煤柱的宽度以及合理选择掘巷的位置，并提出了使用以高强预应力让压锚杆为的锚网支护系统对围岩进行控制。翻译部分主要内容是关于深部高应力破碎软岩巷道可缩性支护试验研究，英文题目为：Anexperimentalstudyofayieldingsupportforroadwaysconstructedindeepbrokensoftrockunderhighstress。 采全高 并列式通Thisdesignincludesthreeparts:thegeneraldesign,themonographicstudyandthetranslation.Thegeneraldesignisabouta1.5Mt/anewundergroundminedesignofXutuanCoalMine.XutuanCoalMineliesinthesouthwestofSuzhouCity,Anhuiprovince.Thetransportationintheminingareaisveryconvenient.It’sabout6.3～6.8kmonthestrikeand2.14～3.82kmonthedip,withthe22.75km2totalarea.Thereare8minablecoalseam.Themainaquifercoalseamis72coalseamwithanaveragethicknessof3.0mand82coalseamwithanaveragethicknessof9.0m.Boththedipofcoalseamis7~16°.Theprovedreservesofthiscoalmineare346.42Mtandtheminablereservesare229.25Mt,withaminelifeof109.2a.Thenormalmineinflowis550m3/handtheummineinflowis660m3/h.Theminerelativegasemissiontyis12.0m3/t,andtheabsolutegasemissiontyis37.879m3/min.Thus,itisahighgasmine.Thecoalseamrangefromtendtospontaneouscombustiontohavenotendencyofspontaneouscombustion,andthecoaldusthasexplosionBasedonthegeologicalconditionsofthemine,Ibringforwardfouravailableprojectintechnology.Thefirstisverticalshaftdevelopmentwithsinglemininglevelandcentralizedjuxtaposeventilation;thesecondisverticalshaftdevelopmentwithsinglemininglevelandtwowingsofdiagonalventilation;thethirdisverticalshaftdevelopmentwithtwomininglevels,thedeepextensionofblindslope;andthelastisverticalshaftdevelopmentwithtwomininglevels,thedeepextensionofblindslopeandblindshaft.Thefirstprojectisthebestcomparingwithotherthreeprojectsintechnologyandeconomy.Themininglevelis-650m,andtheminefieldisdividedintofivestripdistrictsandtwominingdistrict,withcentralizedjuxtaposeventilation.Designedfirstminingdistrictmakesuseofthemethodoftheminingdistrictpreparation.Thedesignlengthofworkingfaceis210m,whichusesfullymechanizedminingthefull-height.Theworkingdaysinoneyearare330.Everydayittakes16hoursinliftingthecoal.Theoperationmodeinthemineis“three-eight”withtwoteamsminingandtheotheroverhauling.Everyminingteammakesthreeworkingcycle,andtheoverhaulingteammakesoneworkingcycle.Soeverydaythereare7workingcycles.Theadvanceofaworkingcycleis0.8m,andthetyof4127.71toncoalismakedeveryday.Mainroadwaymakesuseofbeltconveyortotransportcoalresource,andminecartobeassistanttransport.Themainshaftusestwodouble16tskipstoliftcoalandtheauxiliaryshaftusesatwinswide1.5tfour-cardouble-deckcagetoliftmaterialandneltransportation.Themonographicstudyentitled“Researchontechnologyofsurroundingrockcontrollingsupportinginfully-mechanizedcavingroadwayinXutuancoalmines”.Thestudymainlyysetheinstabilityfailurereasonsoffully-mechanizedcavingroadwaywiththeapplicationofgob-sideentrydriving.Thengiveatheoreticalysisthewidthoftheprotectivepillarandhowtomakeareasonablechoiceoflaneintheposition.Finally,thecorrespondingcontrolmeasuresandcontrolmechanismonsurroundingrock,whichinthecoreofhighandyieldingbolt,areraisedinthisstudy.Thetranslatedacademicpaperisaboutyieldingsupportforroadwaysconstructedinbrokensoftrockunderhighstress.Itstitleis“Anexperimentalstudyofayieldingsupportforroadwaysconstructedindeepbrokensoftrockunderhighstress”.:shaft;singlemininglevel;stripdistrict;fullymechanizedminingthefull-height;centralizedjuxtaposeventilation 矿区概 地理位 地形、地 交通条 气候、.....................................................................................................................水文情 矿区经济概 水源、电 地质特 1.2.1煤系地 1.2.2地质构 1.2.3水文地质特 煤层特 可采煤层赋存特 煤 煤层开采技术条 2境界和储 2.1境 2.1.1范 开采界 矿井工业储 储量计算基 地质勘 矿井工业储量计 矿井可采储 安全煤柱留设原 矿井保护煤柱损失 矿井设计可采储 矿井工作制 矿井设计生产能力及服务年 矿井设计生产能 确定依 服务年 井型校 4开 4.1开拓基本问 确定井筒形式、数目、位置及坐 工业场地的位 开采水平的确定及带区、采区的划 主要开拓巷 开拓方案比 矿井基本巷 井 开拓巷 井底车场及硐 煤层地质特 带区位 带区煤层特 煤层顶底板岩石构造情 水文地 地质构 带区巷道布置及生产系 带区准备方式的确 带区巷道布 带区生产系 带区内巷道掘 带区生产能力及采出 带区车场选型计 采煤方法的选 回采工作面参 回采工艺及工作面设备选 采煤工作面支护方 端头支护及超前支护方 各工艺过程注意事 采煤工作面正规循环作 回采巷道布 回采巷道布置方 回采巷道参 概 井下设计的原始条件与数 距离和货载 井下系 带区设备选 设备选型原 带区设备的选型及能力验 大巷设备选 运煤设 辅助设备选 矿井提升概 主副井提 主井提 副井提 矿井通风系统选 矿井概 矿井通风系统的确 带区通风系统的确 矿井通风容易与时期的确 带区及全矿所需风 采煤工作面实际需风 掘进工作面实际需风 硐室需风 其它巷道需风 矿井所需总风 风量分配及风速验 全矿通风阻力的计 矿井通风总阻力计算原 矿井最路 矿井通风阻力计 矿井通风总阻 矿井通风设备选 主要通风机选 电动机选 主要通风机附属装 防治特殊的安全措 预防瓦斯的措 预防煤尘的措 预防井下火灾的措 预防井下水灾的措 研究意 国内外研究概 煤柱留设研究现 沿空掘巷矿压显现规律研究现 沿空掘巷围岩控制与支护技术研究现 问题的提 沿空掘巷围岩变形破坏机理分 煤层巷道失稳力学机 综放沿空巷道破坏形 沿空掘巷合理位置的选 煤柱宽度理论分 煤柱极限强度计 煤柱承受荷载的计 合理煤柱宽度的弹塑性力学分 高强预应力让压锚 高强预应力让压锚杆力学模 高强让压锚杆的支护机 综放沿空巷道围岩控制技术在煤矿的应 锚杆支护设计方 锚杆支护破坏机 沿空巷道围岩控制措 英文原 中文译 致 矿区概述及地质特矿位于省宿州市西南部，地处蒙城县板桥镇某乡境内。其地理坐标为东116°40′～116°45′33°21′～33°26′中心位置距东北方向的宿州市约37km，距西南方向的蒙城县约28km。东有宿州至蒙城公路；京沪铁路、青阜铁路及京九铁路分别在外东、西部通过，青芦支线联接青阜铁路，距青芦支线上的任庄站9.3km。自京沪线宿县车站至各城市的离为：徐州75km，886km，271km，574km。矿井交通位置见图1-1。江苏省岱河 石台京邹庄 桃园矿

1-1

内地势平坦，北部略高于南部，海拔标高在+24.5～+26.5m之间，一般为本位于淮北平原，地形平坦，矿区铁路线青芦支线在北约9km通过，本矿井铁路线在该支线的任庄站接轨，线长度9.3km已投入运营。（州（城）（疃）赵（集）公路，长度2.2km。故本矿井的交通较方便本区属季风暖温带半湿润气候，春秋季多东北风，夏季多东～东南风，冬季多北～3m/s18m/s14.7℃，一月份最低可达23.2℃，741750～910mm7、8两个月。208～220122月中旬。根据省局资料，本区历史上未发生过大的。按照《建筑抗震设计规范分组》划分，本区烈度为6度。南部仅有一条可通木船的北淝河，自西北流向东南，至怀远县流入淮河。一般水位低于地表。在北部，有一条自西向东流的懈河；在内有白马河及跃进河。范围内地面农灌沟渠较多，交错，主要有：白马沟、玉亭沟、菜花沟、公益沟、双村沟、纲要沟等，组成农田排灌系统。矿地处平原，土地肥沃，农作物生长良好，产量较高，农作物主要有小麦、玉米、大豆、棉花等。近几年乡镇企业发展迅速，某乡发展的乡镇企业有农机厂、木器厂、面粉、瓶盖厂等。主要建筑材料供应：钢材、水泥、木材供应充足；砖瓦主要由当地供应；石料主要内新生界松散层第一、第三含水层上段埋藏深度浅，分布广，水量丰富，水质容易达到“饮用水卫生标准”。矿井工业场地及居住区的生活、生产、消防用水取自新生界一、三含水层。井下用水水质要求低于饮用水水质标准，选择用处理后的井下排水作为井下供水水源，水源充沛。35kv变电所，S11-10000/35主9年，电源是可靠的。本煤系地层属石炭系、二迭系。根据内钻孔的地层，自老至新叙述如下：内最大厚度117.22m，岩性为灰色、深灰色中厚～厚层豹皮状白云质灰岩及石炭系上统太原组65%21.41m49%，含薄煤层，位于灰岩二迭系下统山西组101112二迭系下统下石盒子组3220～260m245m相砂岩、砂泥岩互层、粉砂岩、铝质泥岩、泥岩和煤层组成。是本主要含煤地层，4、5、7、8（组42、5152、71、7、8272、82煤层为本主采煤层，82煤层下的铝质泥岩为本区中部地层的重要标志层。二迭系上统上石盒子组位于K3砂岩底板以上，内最大厚度644m。由过渡相～陆相砂岩、粉砂岩、下第三系分布在南部及东南部，内最大厚度492.59m。岩性由紫红色粉砂质胶结上第三系上新统平均厚度20m，主要分布在71线以北。岩性为砾石、粘土砾石、砂砾、砂及粘土质砂，中下部以湖相沉积的灰绿色、综红色粘土和砂质粘土为主。厚度85～185m，平均中上部多河湖相沉积的棕黄色、浅红色及灰白色细、中砂。顶部以综黄色及灰绿色粘土和砂质粘土为主，粘土可塑性强，分布稳定。第四系64～116m90m22m31m20～23m普遍含1～2m3～5m0.5m左右为褐黑色耕植土壤，在1m左右。1-2地层厚度 系统组二迭系下统下石盒子组灰到浅灰色，薄到中厚层状，中～色矿物。煤深灰色，块状构造，顶部稍含粉砂质，430.50米以下0.35铁鲕粒岩。7-1灰到浅灰色，薄到中厚层状，中～色矿物。7-2煤的粉砂质组成互层。浅灰色，中厚层状，细～8-28-2浅灰色，块状构造，细～及其它暗色矿物或岩屑，分选差，泥质胶结。1.2.2地质构

1-2该位于童亭背斜的南端，为南北，向东倾斜的单斜构造，地层倾角北缓南8～258～16。童亭背斜又位于淮阴弧形构造的南部，背斜南端以板桥断层与东西的固镇—蒙邵于庄向斜位于东北界外，是五沟向斜的南延部分一处在72～75线之间5煤露头呈波状起伏，与煤层露头的不一致。虽经735、73-746、74-756孔查证，也未见断层。另据补勘资料，在73至76勘探线间，F6断层的尾部，在72煤层中发现了DF10、DF11、F24、DF12、DF13、DF14、DF15等断层。由于受断层作用，该地段地层产状发生较大变化．在DF11、F24断层间呈现为反 另一处在65～66线浅部，该段地层沿发生强烈，呈明显的向背斜形态，63～6615八个钻孔及5条测线控制，它是受南北向的挤压和某断层的牵引作用所致根据某精查地质报告，内共查出断层23条，其中正断层11条，逆断层1230m10条。8断裂；属于北西西～10F18一条，属张性断裂。根据国家能投计（1991）612要求，为进一步查明该矿井首采区的小构造，北矿务局委托省煤田地质局物探测量队进行补勘。补勘范围为：北起某断层，F1158235km2。16913428条（包括补勘前发82161条。本次补勘对以F15、F5-1F6断层的组合方式，F9618条。断层多数以北东向为主，且倾向南东，如F5、F6、F15北西以某断层F11为代表。煤层露头浅部和-800m深部断层较少，多数断层分布于深度的中部地段根据精查勘探和补勘的结果，本为一南北、向东倾斜的单斜形态，煤系地层沿呈舒缓状起伏，局部有伴生小断层的褶曲，地层倾角北缓南陡，已发现35条断层，未发现岩浆岩侵入。本构造复杂程度属于第二类—中等构造1.2.3水文地质特而下划分为四个含水层（组）和三个隔水层（组）其中第三隔水层（组），底板埋深292.40～354．20m，隔水层两极厚度57.30～176.90m，一般厚度120m左右。中、上部以灰绿色、棕红色粘土和砂质粘土为主，质纯致密，可塑性好，膨胀性强；下部以粘士、砂质粘土、泥灰岩、钙质粘土为主，夹2～3（组292.40～368.10m（组0～56.62m厚度10～15m左右。北部古潜山和西部、南部构造突起地段四含沉积缺失或沉积较薄，多为残积、坡积物，其岩性为砾石、粘土砾石、粘土夹砾石、砂砾、粘土、砂质粘土、钙质粘土等。在西北部沿五沟向斜向东南，构成了本天然进水通道，四含水自北西流向南东，在西北谷口附近及延至北部偏东形成谷口洪冲积物，该区段四含沉积最大厚度为5662m。岩性为砾石、粘土质砾石、砂砾、粗砂、中砂、细砂、粉砂及粘土质砂，夹有粘土和砂质粘土。新生界下第三系“红层”含、隔水层（段），上段厚度150m左右，多为浅红色砂质泥质砾岩，为含水层，835339.67m280m过程中未发生漏水，富水性较弱，在局部块段直接覆盖32、5、7煤层之上，对开采可能层组成。3煤顶板中细粒砂岩，裂隙较发育；360～90mK3砂岩局部裂隙发育。71874-753K3砂岩抽水资料，q=0.004～0.0062L/m·s，富水性弱。煤顶板中砂岩和底部细砂岩局部裂隙较发育，据7211孔抽水资料q=0.025L/m·s，富水性弱。3～4煤层（组）间砂岩裂隙水以量为主，补给水源不足。7～8煤顶、底板砂岩，局部裂隙7015、68-672、73-746孔抽水资料，q=0.009～0.294L/m·s，富水性弱～中等。以量为主，补给水源不足。10煤顶底板砂岩，据623孔抽水资料，q=0.0015L/m·s，钻探的破碎带充填物以泥岩、粉砂岩碎块为主，砂岩碎块次之，一般泥质胶结。钻孔破碎带，均未发生漏水。据65～ 、 、 和7216孔分别对某断层、5、6和F7断层抽水资料，=00001～0.093L/ms，T＝0.0038～2.93m/d，k＝0.001～0.017m/d。地质资料从断层破碎带岩性，简易水文和抽水试验资料，说明断层的富水性极弱，导水性差。根据生产矿井的实践经验，回采引起岩层移动，导致局部应力重新分布，极易使断层的导水性增强。未探明的地质构造，严重矿井的安全生产。因此，施工及生产过程中还应从井下应力变化以及开采煤层引起的冒落裂隙带的实际情况，分析断层两盘岩性，采取必要的防水安全措施。矿井主要充水因素是煤系地层砂岩裂隙水。松散层底部含水层应留设防水煤岩柱，其涌水量未计入矿井总涌水量内；巷道遇断层引起太灰水的突水量未计入矿井总涌水量。550m/h660m/h。二迭系煤系是本勘探对象，含10个煤层（组），自上而下编号为1、2、3、4、、、 、煤（组），含34层煤。其中可采煤层有：24、32、42、51、52、71、、、共1015.79m。32、72、82煤层为主采煤层，平均总厚7.20m。、、、4.56m。、、煤层属局部1-1。1）32241150.2～4.27m2.22矸为主，个别孔夹矸增厚而分叉成二层独立煤层。该煤层为主采煤层，全区仅二个99.2%煤层。2）4232104m0～2.18m0.91m。煤层结构较简单，无夹矸者为主。69.5%（南、北部）3）514278m0～2.35m1.19m。煤层结构较简单，一般在顶部有薄层炭质泥岩夹矸。中部、北部及南部靠近露头区有成片不可采区。可采范围占全区4）5277.2%，煤层顶板以泥岩为主，次为粉砂5）7189.4%，煤6）7281.6%7）827219m0～15.14m9.0m。煤层结构较简单。当煤层具簿夹煤层厚具一层夹矸，反之则薄或无夹矸。83煤层不稳定，常出现尖灭点，可采面积只有23%，在南部，82煤层有一条带状不可采区，可采范围占全区93.5%。煤层顶板以砂8）10182970～5.26m2.59m75.8%砂。某断层以北可定为较稳定煤层。但在某断层以南由于沉降差异改变成煤环境而出现大面积缺失，从全衡量只能定为不稳定煤层。1-11～2-739本以肥煤为主，1/3焦煤次之，伴少量气煤和气肥煤30～37.5%20～30mm之间，粘结性85%，属中等挥发分为主的强粘结煤种。32煤属高挥发分煤。15～25%1.0%（42煤除外），0.01%（72820.01）。属特低硫～低硫、特低磷～低磷为主的煤，同时亦伴少量中硫～各煤的 一般大于6400卡/g（2.7×107J/kg），51和52略低，但仍大于6000卡本之煤具有配煤炼焦、工业锅炉燃烧和气化等多种用途，但以配煤炼焦的优势最为明显，亦可兼作。（1）72720～14.65m，平均厚710～19.16m829.25～22.87m15.31m。（2）8282煤层层直接顶为灰～深灰色细～1.72～14.71m8.61m；老顶为粗～细粒砂岩或砂质泥岩，厚度0.25～14.02m，平均4.84m；直接底板为上距72煤9.25～22.87m，平均15.31m；下距铝质泥岩标志层（K2）8.65～21.10m，平均本瓦斯样瓦斯含量为0.05～10.08mL/g，只82煤层有一个样沼气含量大于10mL/g，10mL/g。在煤系剖面上，浅部低于深部，上部煤层（32）低于深部煤层（72、82）76线（3274线）以南低，中部区间为高。矿井相对瓦12.0m3/t，矿井属于高瓦斯矿井。本各煤层均有煤尘。本各煤层基本上都属于有可能自燃发火—不30m16.426.7℃/100m2境界和储2.1境2.1.1范矿范围为：北以F7断层为界；南以板桥断层为界；浅部以石炭系第一层石灰岩顶界面为界；深部断层以南以-850m水平地面投影线、以北以F5断层为界。的任楼矿井相邻。除此之外，周围无其它矿井或小窑。地理坐标为：东经116°40′～116°45′33°21′～33°26′。87282。7282煤层结构简单，可采范围80%以上，为本矿井的主采煤层。根据本矿的地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算0.70m，原煤灰分≤40%；0.05m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；勘探类型和网度符合地质勘探规范要求和客观实际，各项勘探工程质量和勘探研究程度高，地质基础资料齐全、准确、可靠，对构造、可采煤层的厚度、结构、产状及分布已查明，煤的用途已评价，储量数据可靠，可以满足矿井设计的需要。7282地质块段法就是根据煤层倾角和厚度大体一致的原则，将划分为若干块段，在圈定的块段范围内可用算术平均法求得每个块段的储量，煤层总储量即为各块段储量之和。本划分为6个储量块，分块情况如图2-1所示。

2-1Z (mS/cosA)

ii mi—i块段煤层平均厚度，m；Ai—i块段煤层的平均倾角，° 2-1倾角煤厚123456123456I级保护建筑物，故风20mII级保护建（构）15m宽围护带。落差超过100m的断层保护煤柱宽度50m，境界煤柱宽度为50m2-2。2-2井型（占地面积指标（公顷/102401）境界保护煤根据本矿井的实际情况，本东北部边界为落差超过100m的断层边界，按照《其余部分边界，留设30m宽度保护煤柱，则境界保护煤柱的损失量按下式计算： 300m×600m7.6°，其中心处煤层550m90m，主井、副井及地表建筑物均布置在工业场地2-3。2-3广场中心深度煤层厚度冲击层厚度фδγβ2-2所示的工业广场保护煤柱的尺寸：CAD量的两个梯形的面积分别是：780195.75m2801605.37m2Z工式中：Z工—S工业广场压煤面积M煤层厚度，73.0m，89.0m；R—煤的容重,1.46t/m3。则：Z7煤=787110.08×3.0×1.46×10-6=3.32MtZ工=3.33+10.26=13.59Mt2-2由煤层地板等高线图可知，在范围内有F5大断层，根据煤矿安全规程规定，落差大100m50m，所以分段计算该断层保护煤柱：Z断=2883.87×20×1.46×12.0×10- 2-42-4损失量

75%。工作制度采用“三八”制，每日两班生产，一班检修，每班工作8h。矿井每昼夜净提升16h。《煤炭工业矿井设计规范》（2005年版）2.2.1资源条件、外部建设条件、回采对煤炭资源配置及市场需求、开采条件、技术装备、煤层及采煤工作面生产能力、经济效益等因素，经多方案比较后确定。本矿井设计可采储量为229.25Mt，从矿井设计生产能力及服务年限来看，本矿井具72823.0m9.0m，厚度变化7~16o20o以下,适宜机械化开采。随着经济的发展和煤炭开采技术的进步，煤炭市场总量需求不断加大，矿区目前生产能力已经不能满足已有用户的需求，宜加大矿井设计生产能力。由于内表土层较厚、井筒较深，建设费用较高，所以应尽可能提高矿井生产能1.5Mt/a时的井巷工程和投资较低。ZkAT 符合《煤炭工业矿井设计规范》（2005年版）按矿井的实际煤层开采能力，能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核7282煤层为主采煤层，为厚煤层，且厚度变化不大，赋存较稳定，煤层倾7~16o。根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个综采工作面来矿井设计为大型矿井，开拓方式为立井单水平开拓。井下煤炭采用钢丝绳芯胶带输送机，工作面生产的原煤经胶带输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓，连续、能力大，自动化程度高，机动灵活；井下矸石、材料和设备采用轨道，能力大，调度方便灵活。矿井采用并列式通风，在工业广场内设一个风井，满足矿井安全生产需要根据《煤炭工业矿井设计规范》（2005年版）2.2.5条规定：矿井设计生产能力与3-13-125°1.2~2.4Mt/a时，矿井设计服50a25a。109.2a，均符合《煤炭工业矿井设计规范》（2005年版）的规定。3-1(第一开采水平设计服务年限煤层倾角煤层倾角600————4开开拓是指在范围内，为了采煤，从地面向开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、、通风、排水和动力供应等生产系统。这些开拓巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式，需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定。确定矿井开采顺序，做好开采水平的合理确定矿井通风、及供电系统确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：1）执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。井筒（硐）各形式井筒（硐）平硐开拓环节和设备少、系统简单、费用低；工业设施简单；井巷工程量少，省去排水设备，大大减少了排水费用；施工条件好，掘进速度快，加快建井工期；煤炭损失少。但平硐开拓受地形埋藏条件限制，只适用于地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且有便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。度快，井筒施工单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的；主提升胶带化有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒。缺点是：斜井井筒长，提升深度有限，辅助提升能力小；通风路线长、阻力大、管线长度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。适用于内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质条件简单，井筒不需要特殊法施工的缓斜和倾斜煤层。立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，在采深相同的的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，井筒断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利；当表土层为富含水层或流沙层时，立井井筒比斜井容易施工；对地质构造和煤层产状均特别复杂的，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。主要缺点是立井井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基本建设投资大。煤层埋藏深、表土厚或水文条件复杂，井筒需特殊施工；对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考虑立井。本主采72和82煤层埋藏深度为340~850m，倾角大部分为7~12o，局部稍大，但也在17o以下，因埋深较大，所以不适合采用斜井。地表地形较为平坦，无太大起伏，矿井采用并列式通风，仅有一个回风井，加上一个主井，一个副井，所以共有三个井筒。.51m.41m.00m.20m.37m.69m工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即2-2本主采煤层为72和82煤，两层煤间距只有19m，72煤最高标高为-340m，其最低（2005年版）规定：缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200~350m。如果采用上山开采，一个水平服务一个阶段，另设一个辅助水平开采断层上盘煤层，因此，水平垂高也为由于本设计采用两层煤的联合布置，大巷的服务年限较长，使用断面很高。因此，（2005年版岩石大巷以布置在距煤层底板10~30m的岩性好的岩层中。岩石大巷优点是巷道条好，费用低，巷道施工能够按要求保持一定方向和坡度；便于设置煤仓；可不（少留）护巷煤柱，煤的损失少；安全条件好。由于煤层倾角较小，大部分为7~12o，适宜沿主要延展方向开掘大巷，且因本矿8220m处沿东西方向布置两条大巷，分别为轨道大巷和胶带大巷，在两层煤中间，距72煤层底板15m处回风大巷。根据以上分析及矿井的实际情况，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，分别4-1～4-4所示。方案一：单水平开拓。主、副、风井都采用立井，在中部位置82煤层底板岩层中沿东西方向布置三条岩石大巷，回风大巷标高-630m，大巷和轨道大巷标高-650m。中西部角度为7~12o，布置带区开采，大巷分别用集中斜巷与工作面进风、斜巷面平巷相连接。通风方式前期采用并列式通风，如图4-1所示。

4-1立井单水平开拓

并列式通风

方案二：单水平开拓。主、副、风井都采用立井，在中部位置82煤层底板岩层中沿东西方向布置三条岩石大巷回风大巷标高-630m，大巷和回风大巷标高-650m。大巷布置方式、首采面的位置及布置方式、采区带区划分和方案一相同。通风方式采用4-2所示。

4-2立井单水平开拓(两翼对角式通风方案三：两水平开拓暗斜井延伸。主、副、风井都采用立井，在中部位置

煤标高-640m。在中部偏下设第二水平，82煤层底板岩层中沿东西方向布置三条-800m8220m。大巷布置方式、首采面的位置及布置方式、采区带区划分和方案一相同。断层上盘煤层在-900m设一辅助水平开采，采用暗斜井延伸，4-3所示。

4-3方案四：两水平开拓，立井直接延伸。主、副、风井都采用立井，水平的布置位置和大巷的位置均与方案三相同，如图4-4所示。

4-4方案一与方案二的区别在于通风方式的选择，使用并列式通风的优点在于初期基建工程量小，投产早，构成矿井通风系统的时间短，缺点在于通风线路长，通风阻力大；而后期设一边界风井可以满足高瓦斯矿井的通风需求，且后期使用并列式通风生产经营费用少，综合比较选取方案一；方案三与方案四的区别在于延伸时，是采用立井直接延伸还是采用暗斜井延伸，采用立井提升优点是提升能力大，矿井延伸在条件允许时，增加的设备较少；但施工条件差，施工速度慢，开拓费用高。采用斜井提升时，施工速度快，费用低。考虑到方案三减少了运煤环节，减少了距离，胶带四种方案进行详细的经济比较步骤较多，因此把相近的一、二方案和三、四方案先分开分别进行粗略的经济比较，选出经济上有明显优势的方案进行下一步的详细经济比较。各方案的粗略估算费用表见表4-1～4-4。4-1数量基价/费用/费用/小计/煤量/提升高度基价/元费用/时间服务年限基价/元费用/数量服务年限费用/小计/合计/4-2数量基价/费用/费用/小计/煤量/提升高度基价/元费用/时间服务年限基价/元费用/数量服务年限费用/小计/合计/4-34-3费用/费用/百分率4-4 升排水（立井费用/方案一与方案二水平数目和岩石大巷、轨道大巷的布置方式和位置均相同，通风方式的不同，主要比较风筒和回风大巷基建费以及通风的生产经营费用；方案三和方案四区别在于多水平间的延伸方式不同。本次费用估算基价在《开拓方案主要经济数据及毕业设计制图标准》（2008年通过粗略比较知，方案一和方案二中，两翼对角式通风通风线路变化小，通风稳定，缺点是风井和通风设备多，占地和保护煤柱多；并列式通风方式，只有一个风井，使得前期基建费用少，对于首采面构成风路快，投产早，虽然是高瓦斯矿井，但是可以通过提前抽排瓦斯解决，而且方案二最终的投资总费用也要比方案一要高，所以选择中央并列式通风；而方案三和方案四中，方案三比较经济，选择方案三。方案一和方案三相比，方案三的基建费用、生产费用及总费用都要高一些。因此，两方案还需要通过详细的经济比较才能确定其优劣。按方案比较的原则，对方案一和方案三有差别的建井工程量、基建费和生产经营费4-5～4-10。4-5基岩基岩段基岩段基岩段4-6数量基价/费用/费用/小计/4-7数量基价/费用/费用/小计/小计/合计/4-8煤量/平均运距1费用/小计/煤量/提升高度1费用/时间服务年限费用/数量服务年限费用/4-9煤量/平均运距费用/费小计/煤量/提升高度费用/煤量/提升距离费用/时间服务年限费用/费数量服务年限费用/数量服务年限费用/合计/4-10费用/费用/百分率本次费用估算基价在《开拓方案主要经济数据及毕业设计制图标准》（2008年由对比结果可知，方案一与方案三的和生产经营费相差不是太大，但是方案三的基建费明显高于方案一的基建费。综合技术、经济和安全面的考虑，选取最优方案为方案一，即立井单水平开拓。由上一节确定的开拓方案可知，主、副井都为立井，矿井生产前期通风方式为并列式，在设置风井，矿井生产后期在东、西两翼开凿东、西回风井。一般来说，立井井筒横断面形状有圆形、矩形两种。圆形断面的立井服务年限长，承压性能好，通风阻力小，费用少及便于施工的特点。因此，主、副井及风井均采用圆形断面。450mm35.6m2165,4-11副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为7.2m，净断面积为40.17m2，井筒内装1.5t矿车双层四车加宽罐笼，井壁采用钢筋混凝土支护，井筒主要用于提料、运人、井内除装备罐笼外，还设有梯子间作为安全出口，并设有管子道、电缆道,井筒断面布置4-6,4-12。风井位于矿井上边界保护煤柱内，均采用圆形断面，井筒净直径4.5m，净15.90m24-7所示，主要参数见4-13。4-54-11 1.516t6.5 66533.184505044.1844.184-64-12 1.51.5t17.2 66040.1751.5062.18 4-131）大此巷内采用钢丝绳芯胶带输送机煤炭，并铺设有轨道，并铺设有轨道，以便于胶带的维修。断面需要满足一定的要求，不设人行道。大巷净宽度可由下式计算： c—1040mm。则大巷净宽度为 大巷的断面如图4-8所示，大巷特征见表4-14，大巷每米材料消耗量见表4-15。回风石门选用的断面与大巷相同。2） a—300~500mm765mm； 4-94-16，轨道大巷每米材料消耗量见4-17。2）4-104-18，轨道大巷每米材料消耗量4-19。图4-8胶带大巷断面4-14断面 净表4-15大巷每米工程量及材料消耗量计算掘进工程量//铁Ⅲ图4-9轨道大巷断面4-16断面 净4-17计算掘进工程量//铁Ⅲ4-104-18断面锚杆净表4-19大巷每米工程量及材料消耗量计算掘进工程量//铁Ⅲ矿井为立井开拓，煤炭由大巷运至井底煤仓，后经箕斗提升运至地面；物料经井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电、升降人员等各项工作服务，是井下的总枢纽。根据《煤炭工业设计规范》4.2.1要求井底车场布置形式应根据大巷方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要大巷的相互位置，地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处的围岩条件等因素，经技术经济比较后确定，并符合下列规定：大巷采用固定式矿车时，宜采用环形车场根据矿井开拓方式，主井、副井和大巷的相对位置关系，确定采式井底车场。该车场利用主要巷道作为调车线和通过线，车场巷道工程量小。井底车场布置如图11。井底车场空、重车线调车线长度按1.5倍列车长度考虑，一列矿车为20个车厢，采：24001050120（mm72m。大巷的煤直接由皮带运入井底煤仓。矸石列车在副井重车线机车分离以后，电机车经机车绕道至副井空车线牵引空车经绕道出井底车场。材料的运行路线与矸石空车相同。井底车场硐室主要有：井底煤仓、变电所、主排水泵房、消防材料库及工具室、井底清理斜巷、水仓、调度室、等候室、推车机硐室、医疗室、机头硐室，联络巷、箕斗装载硐室等。主井井底煤仓为垂直圆断面煤仓，坐落于主井胶带大巷侧下段，煤仓直径为7.0m，生产能力为426.3t/h，两小时为852.6t。据设计经验和规范，可知容量符合要求；煤仓采水仓布置在井底车场副井的西侧，水仓开口在调车线的中部，矿井正常涌水量为根据水仓的布置要求,水仓的容量为式中 L—水仓长度，720.61m

QS

由上面计算得知：QQ08965896572341 材料车4-11为了有利于矿井早投产，早回笼，缓解前期建设的紧张状况，本设计选用西二带区为首采区，首采工作面为，设计如下：分带平均长1660.9m。设计首采区（西二带区）位于西部，接近井底车场，由井底车422.3m处。7282煤层，其煤层特征为：72区煤层厚且结构复杂。露头处有条带状不可采区，北部有片状不可采区，可采范围占全81.6%827219m0～15.14m9.0m岩和粉砂岩，属较稳定煤层。煤质均以肥煤为主，1/3焦煤次之，伴少量气煤和气肥煤。回采工作面相对瓦斯涌出量为12.0m3/t，属高瓦斯带区，煤尘具有性，根据720～14.65m，平均厚710～19.16m829.25～22.87m15.31m。82煤层层直接顶为灰～深灰色细～1.72～14.71m8.61m；老顶为粗～细粒砂岩或砂质泥岩，厚度0.25～14.02m，平均4.84m；直接底板为上距72煤9.25～22.87m，平均15.31m；下距铝质泥岩标志层（K2）8.65～21.10m，平均矿井主要充水因素是煤系地层砂岩裂隙水。松散层底部含水层应留设防水煤岩柱，其涌水量未计入矿井总涌水量内；巷道遇断层引起太灰水的突水量未计入矿井总涌水量。550m/h660m/h。带区准备方式优点，不需要开掘上山，大巷掘出后便可以掘带区平巷、开切眼和必要的硐室车场，因此巷道系统简单；系统环节少，费用低，系统简单，设备、数量和辅助人员少；工作面长度可保持等长，对综合机械化非常有利；受断层影响小；技术经济效果显著，国内实践表明，在工作面单产、巷道掘进率、采出率、劳动生产率和吨煤成本等几项指标方面，都有显著提高和改善。带区内的煤柱主要是带区边界煤柱和分带之间保护煤柱。带区西部和北部边界煤柱与边界煤柱重合，南部边界煤柱与大巷煤柱重合，东部留设10m的带区分界保护煤5m矸、阻水或阻隔采空区有害气体的煤柱。225m1800m。首采带区为西二带区，由于带区内采用沿空掘巷，各分带之间依次。首采工作72201→72204→72206→72203→72208→72010→72207→72209→处理边角煤→72211带区内各工作面采用U形后退式通风，系统简单，漏风小。新鲜从副立井经轨道大巷，通过进风行人斜巷进入带区集中平巷，通过分带斜巷进入工作面；带区内分带斜巷铺设B=200mm的胶带输送机，煤炭到大巷胶带机，集中到井底煤仓，由主井箕斗提升至地面；带区内辅助采用Q系列无极绳连续牵引车牵引矿车，材料车从井底车场出来，经轨道大巷、带区材料车场、轨道集中平巷，然后到回采工作面的轨道斜巷，再到工作面。5-1工作面→分带斜巷→集中平巷→带区煤仓→胶带大巷→井底煤仓→主井→地面。辅助系72201工作面的路线为新鲜→副井→井底车场→轨道大巷→带区材料车场→轨道集中平巷→分带轨道5-1工作面→分带轨道斜巷→分带材料斜巷→分带材料车场→轨道大巷→井底车场→副井→地面。地面变电站→副井→变电所→轨道大巷→轨道集中平巷→分带轨道斜巷→工作面。工作面排到临时水仓，再通过排水管排到井底水仓，然后通过副井排至地面。在水窝处55kW水泵，一台使用，一台备用。5-17—绞车房；8—72煤甩车道；9—分带轨道斜巷；10—分带斜巷；11—工作面带区内所有工作面分带斜巷均沿底板掘进，采用综合机械化掘进，工作面配备EBZ100、EBZ160EBZ200H型半煤岩掘进机，ZP-2型胶带，FBD6.3/6（NO6.5MYZ-150钻机、污水泵等。岩巷普掘工作面配备ZY-24气腿凿岩机，P-60B耙斗装岩机，G10型风镐，JD-11.4调度绞车，以及污水泵，局部通风机，HPC-V带区生产能力是指单位时间内带区内同时生产的采煤工作面和掘进工作面产煤及带区生产系统能够保证的能力，一般以万t/a由于72煤层平均厚度为3m，故采用采全高可满足矿井产量需求。而矿区实证明，采全高效率高，成本低，巷道掘进量小，可减少综采设备的搬家次数，节省采面的安装和搬迁费用。故可以布置一个综放工作面保证矿井年产量。210m3m0.8m，工作面采用“三八”制工作制330天。 n—65-1 K2—1.1；5-2带区内留设有煤柱，有一部分可以回收，有的煤柱往往不能完全回收，故有煤柱损失，其中包括工作面回采落煤损失、分带煤柱损失，还有其它不可预知的煤炭资源损失，因此带区实际采出煤量低于带区工业储量。西二带区工业储量为：1578.06t带区煤炭总损失：P=P1+P2=79.50+77.26+34.16=190.920.80.85。设计首采带区采出率为由于分带采用沿空留巷，两个分带可以共用一个分带轨道斜巷，所以两个分带共用一个分带车场与轨道大巷相连接，矿车采用绞车提升，绞车房独立通风，并设置风窗调节风量；分带轨道斜巷内无极绳连续牵引车牵引矿车进行辅助，车场如图5-2所示。轨道大巷位于82煤层底板约20m处，大巷采用由蓄电池机车牵引1t固定式矿车，因此，轨道斜巷与大巷连接处需设立车场：连接处转角30°，曲线半径15m；设20°运126mSDJ—28A15m处开设5-26-16-1m°mmm根据可采煤层特征表，727.5°的缓倾斜煤层，在开采范围内，煤10~30工作面选择后退式回采，有利于回采巷道和通风。首采工作面长度210m，连续1652m。影响工作面长度的因素有煤层赋存条件、机械设备及技术特征、巷道布置等。该采6~1所示，其煤层赋存条件好，地质条件简单，所以该矿井设计为综合机械化程度比较好的现代化矿井。要求工作面的较大的生产能力，故选用较长的工作面。一般综采工作面的长度范围为150250m，但由于综采设备的改进，管理水平的提高，以及各区段长度之间的关系，为了能够使工作面的生产能力达到设计的要求，设计工作面210m。根据准备中连续采煤机及其配套设备的尺寸，以及辅助设备的尺寸，确定工作5.0m30m15.0m2体的支护方式，以及断面参数等，在后面的章节详细介绍。5m宽的护巷煤柱。6-2。6-2123中煤张家口煤矿机械公①采煤机割煤至端头后，前滚筒降下割底煤，后滚筒升起割顶煤，采煤机反向沿刮板输送机弯曲段斜切入煤壁；④割完三角煤后，再次调换前后滚筒位置，向直线端割煤，开始下一个循环的割煤，割过煤后及时拉架、顶机头（机尾）、移溜。6-1 2

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6-1 f—1.4；D—330K—0.6。代入数据可得 B—0.8m；γ—1.46t/m3；采煤机装机功率包括截割电动机、牵引电动机、破碎电动机、泵电动机、机载增压喷雾泵电动机等电动机功率总和。采煤机装机功率由下式估算： 0.5~10.6倍来选择，并且滚筒直径应符合标准系列。根据最大3m1.8m2.0m。根据煤层的开采技术条件、煤的硬度、采高及以上计算的指标值，选择西安煤矿机械生产的MG200/500-D1型交流电牵引采煤机。其主要技术特征见表6-3。6-3mmmVt工作面刮板输送机选型需满足三个方面的要求，即能力与采煤机生产能力相适应，并留有一定的备用能力；外形尺寸和牵引方式与采煤机相匹配；机长度与工作面长度相一致。 Kc—1.2；Kv—1.05。500kW500kW210m210m综上所述，工作面刮板输送机可选择SGZ764/500200m，210m2×250kW1000t/h，可以满足生产的需要。其主要技6-4。6-4中煤张家口煤矿机械公mV机、破碎机及胶带输送机选型详见第7章井下部分回采工作面的支护采用支架支护，根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条件，选用ZZ4000/18/38型支撑掩护性支架及其相配套的端头支架。工作面机头、机尾分别布置端头架3架，中间架140架，共计146架。支撑掩护式支架技术特征6-5。表6-5支架主要技术特号mmm°尺寸（长×宽×高mT S1—0.2m；S2—200mm；b—50mm。则支架最大支护高度为：Hmax=3.0+0.2=3.2m，支架最小支护高度为：Hmn=3.0-0.2-2II~III类。 -P＝0.511MPa≤0.7×80%=0.56MPa，经演算，P80%，所以2）对于老顶来压工作面，支架的初撑力应适当加大，约为额定工作阻力的75%为P0=75%×4000kN=3000 由支架技术特征表可知，所选支架的初撑力为3141.6KN，符合控顶设计对支架端头是工作面与斜巷的交接处，跨度大，断面大，支承压力在此集中，变形量大，难于。上下斜巷受回采影响，压力增大，不易支护。因此，决定采用端头支架进行支护。其优点是支护方便、安全；为机和输送机头的移动提供动力；能适应工ZT7500/18/366。6-6mmmt工作面采用FLZ38－20/110Q型单体支柱加铰接顶梁进行超前支护30m800mm②分带斜巷的超前支30m800mm3m800mm的戴帽点柱（用单体柱）①超前支护必须严格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直线；回柱时必须四人以上配合作业，严禁单人进行操作，回柱时必须有专人看护好顶板、煤帮情况，发现有活煤、矸及时处理后方可作业，严格执行先支后回的原则。所有支柱必须戴帽，必须使用规格柱帽。打好柱要上好绳并将柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。1.8m0.8m③当机组行至工作面两头距巷道15m以内时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人。2.0m长安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现安全隐患及时处理；工作面的50m70m以外。1m200mm），无马棚、顶底板平直，如无特殊需要，每循环顶底板与上一个循环顶底板错差过±50mm。机头、机尾各10m要平缓过渡，（2/3200mm。350～550mm中要及时调整支架形状，如发生倒架咬架等现象，需在移架过及时利用侧护板进行调整。刮板输送机在推移后必须保证成一直线，保证刮板输送机平整，不得出现飘溜，凹溜和局部起伏过大等现象。刮板输送机的机头、机尾推进度保持一致，且必须保持推移步距为0.m，以确保截深及产量和工程质量。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒大于15m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段出现弯曲。若推移刮板输送机时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推移。100mm10架支架，距采煤机50m，清煤人员必须面向机尾注意刮板输送机、顶板、煤帮情况，以防发生意外。3台端头支架，其滞后普通支架一个循环，又20m段是压力集中区，特制订以下管理措施。②端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使机和工作面刮板输送机机头推移，损坏设备。若支架底座压住推移杆，必须利用提底千斤将支架底座提起，然后在支架底座下垫顺山板梁或柱帽将支架底座垫起。③当巷道及两头出口顶板破碎时，应架棚。架棚必须是一梁三柱，并且有戗柱。架棚时必须四人以上操作，两人将板梁抬起至一个梁头够高，抬板梁时必须用双手拖住板梁下方，在其下支上点柱将板梁打起，然后在梁头支柱将板梁升紧，单体柱要支正、升紧，严禁出现三爪柱、漏液柱、上吊柱，一旦发现要立即更换。在机头架棚时必须闭锁三机（两个以上有效闭锁键）并派专人看管。8m2索退出，若退出锚索后仍无法使采空区顶板跨落必须对采空区强制放顶，相应措施按有关规定执行。①在各点落煤处加设缓冲装置②在割煤过一定要掌握好采煤机速度，保持在4m/min左右150～200mm④机组要掌握好采高，严禁割底割顶⑥在分带斜巷皮带机头处加设除铁器⑦各级机严格把关，杂物（板皮、木料）进入运煤系统顶板及矿压观测措工作面及区段巷道必须加强顶板，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；区段巷道超前工作面40m加强，对于失效锚杆由调度室安排重新补打，对于网破地点必须进行补网并联好。。（1）为一次采全高，设计采高为3.0m，工作面沿底板推进，机头、机尾各10m随巷道顶底板平缓过渡。循环进尺0.8m。根据后面通风设计回采工作面风量计算，遵循以风定产原则。36个循环。24小时正规循环作业图表，见采煤6-7。6-733392226222611机339端头334220331113机 人33392） L1—3.0m回采工作面成本主要包括工资、材料消耗、设备折旧费、电力消耗四项费用，根据160.0元/t。6-86-81m2m3°4m56m7t8个69tmm3/万1t/%元12.0m3/1.5Mt/通风设计关于工作面通风方式选择的比较论述，确定采用U型通风方式。工作面回采巷道布置方式为一进一回，分带轨道斜巷布置轨道，辅助兼进风，分带斜巷布置带式输送机，运煤兼回风。由于分带间采用跳采，故分带斜巷的掘进不受工作面采动影响，且单巷掘进时可以实现通风等方面的要求。5m置动力电缆。斜巷巷道断面如图6-2，轨道斜巷巷道断面如图6-3。②钢带：M54.8m③网：8#铁丝网，规格为5200×1000mm，网的搭接部分应全部压在钢带下方，并用12150mm间隔有效连接。⑤螺母及垫圈：80～120N·mZ23601675mm300N·m。②钢带：16#2.4m2.0m④螺母及垫圈：OVMK2360型（里端），Z23602875mm②钢带：M42.8m③网：8#铁丝网支护，规格为3200×1000mm，网的搭接部分应全部压在钢带下方，12150mm间隔有效连接。⑤螺母及垫圈：80～120N·mZ23601675mm60~80kN80kN，锚杆预紧力矩300N·m。个别地段根据需要可增设点柱850mm图6-2分带斜巷断面6-3根据矿井的地质赋存条件，结合现代设备配备情况，设计井下大巷辅助采用蓄电池式电机车牵引1.5t固定车厢式矿车设备和材料；工作面辅助采用无极绞车高效工作；大巷和工作面煤炭采用胶带机连续不间断。针对首采区西二带区具体设计如下。井下设计的原始条件和数据见表7-1表7-1井下设计的原始条件与数123h4d5m6°789高煤尘有422.3m3433m。首采带区布置一个采煤工作面、两个掘进工作面即可保产，综采工作面日产量4127.71t，掘进面日产量756.2t，运煤系统各环节能力要大于各工作面的生产能力1）方运煤：由于矿井井型大，需系统有较大的能力，煤层赋存条件比较简单，为缓倾斜近水平煤层，且距离较远，故分带斜巷、大巷采用带式输送机运煤，分带工作面采用连续刮板输送机运煤。辅助：轨道大巷采用XK8-9/120-1A型防爆特殊型蓄电池电机车牵引矿车。定箱式矿车、5t材料车、15t平板车材料及设备。2）系井下分带采煤工作面→分带斜巷→集中平巷→带区煤仓→胶带大巷→井底煤仓→主井→地面。掘进工作面→掘进面皮带斜巷→集中平巷→带区煤仓→胶带大巷→井底煤仓→主井→地面。工作面→分带轨道斜巷→轨道集中平巷→带区材料车场→轨道大巷→井底车场→副井→地面。数和设备能力的配套系数；为缓和上下两个环节的生产不均匀性或不连续性，要采必须在决定主要的同时，统一考虑辅助是否合理经济等（1）根据带区设备配套原则以及本矿的实际情况，带区工作面设备配套选型见7-2。表7-2工作面设备配套选型机分带斜巷胶带输送SZB-830/180PCM132SSJ1200/3×200M带式输送机带7-37-47-5。表7-3机技术特征项单型mV