往年设计参考08级采矿088说明书

Thegeneraldesignisabouta0.9Mt/anewundergroundminedesignofZhujicoalmine.ZhujicoalmineislocatedinHuainan,Anhuiprovince.It’sabout7.0kmonthestrikeand3.2kmonthedip,withthe21.0km2totalhorizontalarea.Theminablecoalseamis13-1#withanaveragethicknessof4.0mandanaveragedipof3°.Theprovedreservesofthiscoalmineare113.12Mtandtheminablereservesare53.09Mt,withaminelifeof42.1a.Thenormalmineinflowis342m3/handthe ummineinflowis462m3/h.Theminegasemissionrateis10.3m3/t,whichcanberecognizedashighgasmine.Basedonthegeologicalconditionofthemine,thisdesignusesaduel-verticalshaftsingle-leveldevelopmentmethod,andfullstrippreparation,whichdividedintoeightbandsandtwodistricts,andtrackroadway,beltconveyorroadwayandreturnairwayareallrockroadways,arrangedinthefloorrockof13-1#coalseam.Takingintoaccountofthehighgasemission,mineventilationmethodusetwodiagonalwingsventilation,andexcavesbottomgasdrainageroadwaybeforeminingtoreliefgaspressureinadvance.ThedesignappliesstrippreparationagainstthefirstbandofEastOnewhichdividedinto5stirpstotally,andconductedcoalconveyance,ventilation,gangueconveyanceandelectricitydesigning.Thedesignconductedcoalminingtechnologydesignagainstthe13101face.Thecoalseamaveragethicknessofthisworkingfaceis4.0mandtheaveragedipis3°,theimmediateroofismudstoneandthemainroofissandstone.Theworkingfaceappliesfullymechanizedlongwallfull-heightcoalcavingmethod,andusesdoubledrumshearercuttingcoalwhichcutstwiceeachworkingcycle."Three-Eight"workingsystemhasbeenusedinthisdesignandthedepth-webis0.8mwithfiveworkingcyclesperday,andtheadvanceofaworkingcycleis4.0mandtheadvanceis120mpermonth.Mainroadwaymakesuseofbeltconveyortotransportcoalresource,andbattery tobeassistanttransport.Themainshaftusesdouble16tskipstoliftcoalwithabalancehammerandtheauxiliaryshaftusesatwinsnarrow1.5tfour-cardouble-deckcageandawide1.5tfour-cardouble-deckcagetoliftmaterialand neltransportation.Theprojectsectionon"theuseofthetracklessrubber_tyredcarathomeandabroadpresentsituationanddevelotrend",IncombinationwiththeapplicationinShenDongminingarea,JiSanMine,thispaperintroducestheperformancecharacteristicsoftracklessrubber_tyredcar,usingsituation,mainmodels,andthelocalizationprocessandthefuturedevelopmenttrendoftracklessrubber_tyredcar.Thetitleofthetranslatedacademicpaperis"Anewcoalpillarsdesignmethodinordertoenhancesafetyoftheretreatmininginroomandpillarsmines".Mainlyintroducesanewtypeofroomandpillarmining,canimprovethesafetyofcoalpillarcoalpillardesignmethod.:Zhujicoalmine;doubleverticalshaft;bandmode;twodiagonalwingsventilation;comprehensivemechanizedmining;gob-sideentryretaining;tracklessrubber_tyredcar 矿井概况与地质特 井田概 位置与交 地形地貌及水 气候与气 烈 矿区经济概 水源及电 井田地质特 地 构 水文地质特 煤层特 煤层特 煤 煤层开采技术条 井田境界和储 井田境 井田范 开采界 井田尺 井田地质勘 矿井地质储 储量计算基 矿井地质储量计 矿井工业储 矿井可采储 矿井设计资源/储 矿井设计可采储 矿井工作制度、设计生产能力及服务年 矿井工作制 矿井设计生产能力及服务年 确定依 矿井设计生产能 井型校 井田开 井田开拓的基本问 确定井筒形式、数目、位 阶段划分和开采水平的确 主要开拓巷 方案比 矿井基本巷 井 井底车场及硐 大 巷道支 准备方式—带区巷道布 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 地表情 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 带区生产能力及采出 采煤方 带区煤层特征及地质条 采煤工艺方 确定采煤工艺方 回采工作面参 综采工作面的设备选型及配 各工艺过程注意事 工作面端头支护和超前支 循环图表、劳动组织、主要技术经济指 井下................................................................概 井下设计的原始条件和数 距离和货载 矿井系 带区设备选 设备选型原 带区设备的选 带区能力验 大巷设备选 矿井提 概 主副井提 主井提 副井提 矿井通风及安 矿井通风系统的选 矿井概 矿井通风系统的基本要 矿井通风系统的确 带区通风系统的确 矿井风量计 通风容易时期和通风时期采煤方案的确 各用风地点的用风量和矿井总用风 风量分配及风速验 通风构筑 矿井通风阻力计 计算原 矿井最路 矿井通风阻力计 选择矿井通风设 选择主要通风机的基本原 通风机风压的确 主要通风机工况 主要通风机的选择及风机性能曲 电动机选 安全的预防措 预防瓦斯和煤尘的措 预防井下火灾的措 防水措 矿井基本技术经济指 参考文 国内外无轨胶轮车的运用现状及发展趋 矿井辅 矿井辅助............................................................................................................矿井辅助的现 无轨胶轮车概 性能特 无轨胶轮机车的分 适用条 无轨胶轮车代表车 国产型 引进型 无轨胶轮车与其他辅助设备的比 无轨与轨道的比 无轨胶轮车，与其他无轨设备的比 无轨胶轮车的运用现 国内无轨胶轮车的运 神东公司的运用情 济三矿的运用情 寺河矿的运用情 影响原 国外无轨胶轮车的运 非煤矿山无轨胶轮车的运 无轨胶轮车的缺 无轨防爆胶轮车故障率 车辆购置费用和运行费用 无轨防爆胶轮车设计制造缺 油耗 其他问 无轨胶轮车的发展趋 进 国产无轨胶轮车的优势与不 国内外无轨胶轮车的发展趋 参考文献 英文原 中文译 1.1概位置与交煤矿属27勘探线以东部分，位于省淮南市潘集区与怀远县交界处7km3km21km2本内陆路交通较为便利。南邻潘集矿区，有淮阜铁路穿过，西至阜阳与京九线连1-1所示。地形地貌及水山低矮山丘，最高点标高＋126m，总体趋势为北东高、南西低。（1954m，向东连接淮河。内尚有部分人工沟渠，属农灌季节性水渠。气候与气本所在地属季风暖温带半湿润气候四季分明冬冷夏热该地区年均气温15.1℃，41.4℃和-21.7℃；一般春季多东南风，夏季多东南及东风，秋季多东风及3.3m/s22m/s893.74mm1723.5mm6、7、811月上旬至316cm30cm。烈根据已掌握的历史资料，淮南市属于许昌～淮南带，从活动性、断裂构造、地形变化及第四纪地质、地貌等方面的情况来看，许昌～淮南带在新构造时期，国家局1979年10月，在淮南地区进行地应力普查，在7km的深度截面地应力建筑工程抗震设计时所采用的抗震设防烈度为7度，设计基本加速度为0.10g。矿区经济概化、、城镇化建设，取得了显著成绩。现代化特大型煤矿。年设计总产1000万吨。区内有平圩发电，装机容量达120万千瓦。20044004×60kW和平圩第二电厂2×60kW超临界燃煤机组也已开工建设；装机容量4×60kW的潘集电厂建设工程前期准备工作正在进行。预计到2010年，区境内煤炭年产量达2300万吨，发电装机容量达720万kW，将成为华东地区一个重要的能源。图1-1-1矿交通位置水源及电本矿井供水水源分为两部分，即水和处理后的矿井水。由于矿井所在地区地表水系不发达，且受季节性影响较大，因此设计选择水作为本矿井供水水源。为充分利用220LGJ-18522.6km220kVLGJ-18526km1.2地质特地本为全隐蔽含煤区，钻探所及地层由老到新依次有奥陶系、石炭系、二叠系、三奥陶系中下统为石炭、二叠系含煤地层的基底，区内无钻孔穿过，南邻潘四十西线水四5孔穿过厚度96.78m。岩性主要为灰色、致密、厚层状、硅质灰岩及白云质灰岩、质纯、坚硬、石炭系上统太原组假整合于奥陶系之上，区内仅有23-1孔到五灰。南邻潘四水四11、九10两孔114.24m112.05m。9.51～19.34m7～9层。为本区含煤地层之一。其岩相以浅海相沉积二叠系964.44m要勘探对象厚度649.95～799.1m平均厚730.83m煤28层总厚28.58m3.91%石盒子组有五个含煤段。其中下部四个含煤段为矿井主要开采对象。三叠系5-1孔厚度87.54m。与下伏石千峰组呈整合接触。下第三系厚度0～548.78m，主要分布在北部边界F201断层附近，由一套棕红色为主的杂色砂、砾岩、砂质泥岩、泥岩组成，砾石成分以石英砾岩、石英砂岩、灰岩为主，砾径3～70m上第三系上第三系中新统下段（N 上第三系中新统上段（N 厚0～113.90m，平均厚74.94m，以灰绿色粘土和砂质粘土为主，间夹粉、细砂1～3层，局部砂层较厚，但其砂层含泥质较高。属河湖相沉积全区分布稳定，只在北部边4个钻孔缺蚀。上第三系上新统厚54.00～186.24m，平均厚110.50m，由灰绿、土黄色及灰白色中砂、细砂、粉砂及3～5层，局部粘土层较厚。属河湖相沉积全区分布稳第四系构本位于淮南煤田东北部，淮南复向斜的次级褶皱～唐集背斜及尚塘～耿村集向斜的东段，总体构造形态为一连续的背、向斜，北部为～唐集背斜，南翼与潘集背按其构造特点来划分，本可分为三大块段：七线以东为一为北东，倾向北西的单斜构造，地层倾角一般在5°左右；七～二十一线为一宽缓背斜，系～唐集背斜延伸部分，背斜轴部与两翼高差一般为30～50m，地层倾角一般2°～7°；二十一线以西在20°～30°，局部达40°，南部凹陷为尚塘～耿村集向斜，向斜北翼地层较缓，地层倾3°～525°～3050°。100m6100m50m150m3011条，小于30m的断层12条。断层的延展方向以北西西和北西向为主，次为北东向。本构造复杂程度属简单类型。水文地质特①新生界松散层含、隔水层（组本新生界松散层厚度两极值为150.40～394.30m，平均厚为295.92m，其厚度变3个隔水层（组。本三隔厚度大，一般0～74.85m，平均44.18m，分布范围较稳（5-1、9-4、11-523-1四个孔沉积缺失外，由灰绿色厚层粘土及砂质粘土和多第四含水层（组）厚度为0～25.40m，平均7.49m，该含水层（组）由细砂、砂砾层及粘②基岩含水层（段下第三系砂砾岩含水层（段该含水层主要分布在的北部边界，钻孔厚度为216.25～548.78m，岩性主要二叠纪煤系地层含、隔水层（段太原组石灰岩岩溶裂隙含隔水层（段110～130m左右，含灰岩13层，其中第3、4、12等三层灰岩厚度大，分布稳定，岩溶裂隙较发育外其余均为薄层灰岩本太原组一灰上距3煤层底板平均间距32.303煤层下隔水层（组）此，在开采3煤层之前，必须采取疏水降压等措施，谨防发生。本断层较发育，共查出断层30条，其中正断层17条，逆断层13条，钻孔穿过断4～17煤层（组）根据《省淮南煤田东煤炭勘探报告，本一水平（-970m）开采13-1～11-2煤层时，采用比拟法，与潘一矿进行比拟，预计矿井涌水量，计算：Q

(F)

S（1-SQ、Q0——矿井涌水量，其中Q0186.32m3/h，最大270.51m3/h；F、F0——预算采用面积，其中采用面积F为10km2，潘一矿采用面积9.3S、S0——水位降深其中水位降深为975.95m，潘一矿水位降深为550，经计算矿井的正常涌水量为267m3/h，最大涌水量为387m3/h考虑井筒淋水，井下洒水防火灌浆等因素因此矿井的正常涌水量取342m3/h，最大涌水量取462m3/h1152m3/h煤层特煤层特本含煤地层为石炭系和二叠系，其中二叠系的山西组与上、下石盒子组为主要含内二叠系含煤层段厚度649.95～799.10m，平均730.83m，共含煤28层，煤层，分别为17-1、16-2、13-1、11-2、11-1、8、7-2、6、5-2、5-1、4-2、4-1和3煤层，平均总厚为21.58m。其中13-1、11-2、8、5-14-1煤层为主要可采煤层，平均总厚12.80m，约占可采煤层总厚的59.3%；17-1、16-2、11-1、7-2、6、5-2、4-2和3煤层为次要可采煤层，平均总8.78m。现对主采煤层分述如下：（1）13-1煤层：含煤面积37.04km2，可采面积36.57km2，仅11-5孔因岩浆侵蚀不可采，赋存标高在-350～-960m0.77～6.43m4.00m，属结构简单、全区可采的稳定煤层；其中七线～二十一线赋存标高在-810～-920m-850～-870m（2）11-237.16km233.3km2，赋存标高在-350～-1000之间，煤层厚度0～2.02m，平均1.32m，属结构简单、大部可采的较稳定煤层；其中七线～二十一线赋存标高在-870～-980m之间，大部分赋存于-920～-940m之间；（3）837.68km234.74km21处不可采区，2处岩浆侵蚀区，赋存标高在-500～-1100m之间，煤层厚度0～5.77m2.99m，属结构简单、于-990～-1030m之间；（4）5-1煤层：含煤面积37.97km2，可采面积27.22km24处不可采区，2处岩浆侵蚀区，赋存标高在-1000～-1180m0～4.07m1.36m，属结构简单、大部可采的较稳定煤层；其中七线～二十一线赋存标高在-1040～-1110m之间，大部分赋存于-1050～-1080m之间；（5）4-1煤层：含煤面积37.29km2，可采面积33.28km21处不可采区，2处岩浆大部可采的较稳定煤层；其中七线～二十一线赋存标高在-1060～-1130m之间，大部分赋存于-1060～-1090m之间。表1-3- 主要可采煤层特征煤层厚度最小～最 平

下距煤层 稳定 结 可采85-4-煤本可采煤层煤质稳定主要为中灰中高～高挥发分特低～低硫特低～低磷、配煤，洗中煤或原煤可作为动力用煤,1-2。表1-3- 主要可采煤层煤质特征Y、、8、、、煤层开采技术条本主要可采煤层顶、底板主要以泥岩为主，次为中、细砂岩。泥岩特别是炭质泥本矿床工程地质条件为中等类型。主要煤层的顶底板情况见表1-3-3：通过对瓦斯测试资料分析，本共采测瓦斯煤样364个，实际利用272个，采样深度在-710.25～-1227.22m0～21.53m3/t，瓦斯含量较高，各煤层435m13-10.05～15.21m3/t4.94m3/t13-1煤0.05～10.94m3/t。11-20～13.50m3/t4.41m3/t(-970m以浅)，-9704.18m3/t11-2煤层瓦斯含量：0.05～13.5m3/t另外通过对79个煤样进行煤与瓦斯突出性测定，其中17-1、13-1、11-2、8、5-2、5-1、4-2、4-1煤层的突出性综合指标k值均有大于15的样品，由此表明上述煤层均有煤与瓦斯突出。因此，本矿井按煤与瓦斯突出矿井设计。表1-3- 主要可采煤层赋存状况85-4-根据九龙岗矿长观孔资料所在地的恒温带深度为自地表向下垂深30m应16.8℃。根据已有测温资料，本的地温梯度为1.70～3.80℃/hm，平均为2.83℃/hm，基（＞31℃）一般出现在-564m（＞37℃）一般出现在-736m以下，一水平平均地温为43.7℃，属二级高温区。鉴于本地温较13#1-3-层厚13-1煤11-211-11-3-1 境界和储2.1境 范本矿井属27勘探线以东，东南距淮南市洞山约38km，南及东南与东和潘二矿井为邻。东、南至勘察登记范围，西至27勘探线，北至明龙山断层，长7.0km，倾3.0km21.0km2。地面地形平坦，标高一般在+22.4～+23.4m。开采界本共含煤28层，煤层总厚28.58m。其中可采煤层共有13层，分别为3、4-1、4-13-1#煤层。 尺的最大长度为7.1km，最小长度为6.9km，平均长度为7.0km3.51km2.03km3.0km。煤层的倾角最大为5°，最小为1°，平均为3°，平均水平宽度为2.9km。S=H× （2-S——的水平面积H——的平均水平宽度L——的平均长度 的水平面积为：S=7.0×3.0=21.0km2，赋存状况示意图如图2-1-12.2地质勘，地质勘查类型为精查，属详细勘探。普查工作始于2003920048月全部结束，省煤田地质局勘查于2004年11月提交了该普查地质报告。2005年1月17日省以纪要第7号文即《关于煤矿资源开发问题会议纪要》决定，将勘查区按资源储量大致相当的原则划分为两个，分别由淮南矿，（）公司和皖北煤电公司依法独立进行勘查开发2005年1月31日，根据煤炭工业合肥提交的《淮南潘谢矿区发方案》省资源厅以皖资函[2005]98号文《关于 确定，以27线为界，将勘查区划分为东和西两个矿井分别勘查开发，其中东勘查区煤炭资源划归淮南矿业（）公司开发。2005年12月19日，21.0km220.73km298.73%。图2-2-1赋存状况示意矿井地质储储量计算基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%；题的》内容要求：新建煤层含硫份大于3%的矿井。硫份大于3%的煤层储量列入0.05m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；）（5内主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，勘探工程分布比较均匀，）矿井地质储量计矿井可采煤层为13-1#煤、11-2#煤、8#煤、5-1#煤和4-1#煤。由于矿井形状规整，区矿井储量采用网格法，将分为A、B、C、D四个块段（根据等高线疏密程度划分面积小块）具体分块情况见图2-3-1地质储量计算面积划分示意图，根据每个面积小块的等高线水平间距和高差计算出面积小块的煤层倾角，用CAD命令计算面积小块的水平Zmr

cos

（2-S——块段面积γ——煤层的容重，1.4——矿矿井块段法计算储ABD图2-3-1块段法计算储量块段划分由式2-2及矿井块段划分图，得各块段地质储量计算见下表2-3-1：表2-3-1 倾角面积煤层厚度储量核算A5B1倾角面积煤层厚度储量核算A5B1C34D2E4矿井工业储331332，经分类得出的经济的基础储量111b和122b、边际经济的基础储量2M11和2M22，连同地质资源量中推333的大部，归类为矿井工业储量。

探明的资源量控制的资源量

经济的基础储量边际经济的基础储量2-4-190%、10%2-4-1：表2-4- 矿井工业储量计算探明储量 控制储量经济储 边际储 经济储 边际储

推断储量数 合

（2-矿井可采储矿井设计资源/储矿井设计资源/储量按式（2-4）Zs(ZgP1

（2-Zs——矿井设计资源/储量P1——断层煤柱、防水煤柱、境界煤柱、地面建筑保护煤柱等永久煤柱损失量（1）境界保护煤柱损失煤在边界留设30m宽的保护煤柱，边界的保护煤柱的压煤量按下式计算z1=L×W×H× (2-z1——境界保护煤柱损失煤量W——边界保护煤柱宽度，30m；γ——煤层的容重，1.4t/m3 （2）F1ZF3，ZF4相邻，30m，两条断层之间狭长的块段全部保留。断层保护煤柱按下式计Z2=（L×W+S）×H× （2-Z2SZF3、ZF4γ——煤层的容重，1.4t/m3 .4矿井的永久保护煤柱主要为境界保护煤柱和断层保护煤柱，即：P1=Z1+Z2=3.39+1.21=4.6矿井设计可采储矿井设计可采储量按式（2-7）Zk(ZsP2)

（2-Zk——矿井设计可采储量P2——工业场地和主要井巷煤柱损失量之和4mC=75%。（1）工广保护煤柱压煤量计2-5-1。表2-5- 工业广场占地面积指标 占地面积指标/ha·0.1Mt-2.4及以 Mt/a0.850.12km2141715m400m300mZ3=13.36Mt2-5-12-5-煤层倾角煤层厚度广场中心深度 3 2-5-13-1#煤层工广煤柱压煤量计算厚度 工广煤柱面积压煤量4 （2）计算广场保护煤柱。计算得出东、西风井保护煤柱的压煤量为 2=19.3130m130m。大 （2-L——大巷保护煤柱长度，m；Hγ——煤层的容重，1.4t/m3Z5=6953×130×4×1.4=5.06Mt则：Zk=(ZS-P2)×C=（108.52-37.73）×0.75=53.09矿井工作制根据《煤炭工业矿井设计规范》2.2.3330d计算，矿井工作制度采用“三八制”作业（两班半生产，半班检修16h。矿井设计生产能力及服务年确定依矿井设计生产能本矿井范围内煤层赋存简单，地质条件较好，首采煤层平均厚度4m，煤层平均倾角2~5°，属近水平煤层易于发挥工作面生产能力煤炭市场需求量大经济效益好。参照大型矿井（≧1.2Mt/a）服务年限的下限（大于50a）要求，储量备用系数取1.4，A按式（3-1）计算：A=

(3-则:A=53.09/(501.4)=0.761.4，则矿井A=ZK/tk设计生产能力计算：A=53.09/(401.4)=0.95Mt/aA0.9Mt/a，按式（3-2）A=

(3-则：T=53.09/(O.91.4)=42.1Zb，备用量按式（3-3）计算：ZZk

(3- 则:Zb=（53.09/1.4）×0.4=15.1253.09-15.12×50%=45.53井型校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131#4m3°一个综采大采高工作面来满足井型要求。，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、，3-2-1。40a20a。表3-2- 我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年矿井设计生产能力

限煤层倾角600————

25°～42.1a 开4.1开拓的基本问开拓是指在范围内，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。这些用于开拓的井下巷道的形式、确定矿井开采程序，做好开采水平的合理确定矿井通风、及供电系统（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。要建立完善的通风、、供电系统、创造良好的生产条件，减少巷道量确定井筒形式、数目、位13-1#埋深平均-850m300m，无流沙层，综上适合采用立井施工，本煤层埋藏深，具有地温高，地压大，瓦斯大等特点，根据瓦斯治理工程需求，工业场地内布置主井、副井，东西边界处各布置一个回风井。其中主井井筒主要表4-1- 各井筒形式优缺点比较及适用条井筒形 优 缺 适用条

建筑、井筒装备、井底车场简单、延伸方便③

输费用，节省投资；要有利于矿井的迅速达产和正常。因此，井筒位置的确定原则①有利于第一水平的开采并兼顾其他水平有利于井底车场和主要大巷的布置，③两翼的储量要基本平衡不受崖崩滑坡和洪水的；⑦水源、电源较近，矿井铁路线短，道路布置合理14-3#钻孔东南方向250m处。该处表土层厚度约296m，地面平坦、无村庄，有沟渠，地面原始标高+23.3m。该方案的主要优点如下：②业场地位于及储量中心，便于两翼均衡开采③工业场地距东工业场地仅2.0km，道路进线方便④工业场地两侧首采块段勘探程度高，煤层赋存条件较好⑤矿井两翼边界均有安全出口，抗灾能力强阶段划分和开采水平的确内主采煤层为13号煤层，倾角较小，平均为3°，倾向长度较小，最长km53.09Mt42.1a主要开拓巷13-1#4m，赋存稳定，倾角较小为近水平煤层，煤层厚度变化不大，，故矿井轨道大巷和胶带机大巷布置在13-1#煤层底板岩层中，大巷间距35m。由于矿井为煤与瓦斯突出矿井布置一条轨道大巷一条胶带大巷和一条回风大巷共三条，各条大巷位于，沿布置。方案比4-1-1～4-1-4所示。方案一双立井开拓，东西两翼采用全带区式布置方式共分为八个带区轨131#用并列式通风即将风井布置在的工业广场内与主副井一起如图4-1-1示；方案二：双立井开拓，东翼采用带区式布置方式，共分为四个带区，西翼采在13-1#煤层底板岩层中；通风方式采用并列式通风，即将风井布置在的工4-1-213-1#煤层底板岩石中，轨道大巷、胶带机大巷13-1#煤层底板岩层中；通风方式采用两翼对角式通风，即在的东西边界分别布置一个回风井，如图4-1-3所示；方案四：双立井开拓，东翼采用带区式，共分为四个带区，西翼采用盘区式13-1#煤层底板岩石中，轨道大巷、胶带机大巷和即设置东、西风井于边界处，如图4-1-4所示。12°缓斜区式布置不需要开掘上山，大巷掘出后便可以掘斜巷、回风斜巷、开切眼和必要的硐工程量较小，可以较早投产。由于本东部受断层影响不适合设置盘区上下山，只可采采用并列式通风方式，并列式的优点是工业场地布置集中管理方便工业场角式通风风井设立在东西两翼此种方式通风线路短带区通风方便通风阻力小，瓦斯突出矿井，为适应通风需要，特提出两翼对角式通风方式进行经济比较。西四带盘西四带盘西二带东一带东三带西八带西六带东五带东七带采图4-1-1方案一：立井单水平东翼带区、西翼带区布置并列式通图4-1-2方案二：立井单水平东翼带区、西翼盘区布置并列式通矿井开拓平面西四带盘西二带东一带矿井开拓平面西四带盘西二带东一带东三带西八带西六带东五带采东七带图4-1-3方案三：立井单水平东翼带区、西翼带区布置两翼对角式通 盘区 东一带区采图4-1-4方案四：立井单水平东翼盘区、西翼带区布置两翼对角式通以上所提四个方案大巷布置及水平数目相同，主要在西翼开拓方式上和矿井的通风方式上有区别。方案一与方案二的通风方式相同，区别仅为西翼开拓方式不同，方案三与方案四的通风方式都为两翼对角式区别也只有西翼的开拓方式故可以将方案一与方案二、方案三与方案四进行粗略经济比较，得出经济上和技术上较优的方案，再进一步进行详细的经济比较。Excel软件可以编制出方案一、方案二、方案三、方案四的粗略估算费用计算表，4-1-24-1-34-1-44-1-5。4-1-基价（小计（表土 基岩 表土 用基岩 表土 基岩 岩 岩 用岩 岩 煤量/提升高度基价（生费产涌水量时间服务年限基价/费用煤量/平均运距基价/费表4-1- 方案二粗略经济计基价（小计（元用用巷立井提 系 煤量/万 提升高度基价/涌水量 时间 服务年限基价/大巷系 煤量/万 平均运距基价/盘区系 煤量/万 平均运距基价/表4-1- 方案三粗略经济计基价（小计（元用凿凿用巷费系 煤量/万 提升高度基价/涌水量 时间 服务年限基价/大巷费系 煤量/万 平均运距基价/表4-1- 方案四粗略经济计基价（小计（

系 煤量/万 提升高度 基价/立井提升 涌水 时间 服务年限 基价/排水 系 煤量/万 平均运距 基价/大巷 系 煤量/万 平均运距 基价/盘区 4-1- 方案间的相互对比如表4-1-6.即无论在并列式与两翼对角式通风的情况下，本表4-1- 方案一基建、生产费用计算基价（费 小计（主井开 表土 初期基 基岩费 风井开 表土 井底车 岩 后期基 胶带机大费 回风大立井提升 系煤量/提升高度涌水量时间服务年限基价/ 大 煤量/平均运距基价/ 生产费 大 合 表4-1- 方案三基建、生产费用计算项 工程 基价（ 费 小计（

用煤量/提升高度基价

涌水量时间服务年限基价大巷煤量/平均运距基价费大巷费3基

合 4-1-表4-1- 方案一、方案三基建、生产费用汇总即采用两翼对角式通风的开拓方案初期投资较大，但考虑到矿井瓦斯较高，采深综合以上技术经济比较，确定矿开拓方式为方案三：双立井单水平开拓，东、西两翼采用全带区划分，通风方式采用两翼对角式通风，于东西两翼各布置一个风井，13-1#煤层底板岩石中。矿井基本巷井6.5m33.18m²，井筒内装备一16t的双箕斗，井壁采用混凝土砌壁支护方式，表土段采用冻结法施工。此外，还布置4-2-1。副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径7.2m，净断面积40.71m²，井筒内装备一4-2-24-2-6m28.27m²，表土段采用冻结法施工，井壁厚400mm4-2-34-2-3。井线4-2-1表4-2- 主井井筒主要参数特征0.916t6.5910331844.18井井表4-2- 副井井筒主要参数特征井 0.9

1t井筒直 7.2井 910

1t矿车双层四车宽罐笼带平净断面 40.71

基岩段毛断面 66.47表土段毛断面 78.54

1100500井井6004-2-4-2-30.961100910500净断面 40.71基岩段毛断面 66.47表土段毛断面 78.54井底车场及硐矿井为立井开拓，煤炭由胶带机至井底煤仓，再由箕斗运至地面；物料经副立井井底车场是连接矿井只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、供电和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①大巷采用固定式矿车时，宜采用环形车场②当井底煤炭和辅助分别采用底卸式及固定式矿车时，宜采用折返与环形相③当大巷采用带式输送机运煤，辅助采用无轨系统时，宜采用折返式或折返式与环形相结合形式的车场；若辅助采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场。④采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井，井下采用多种方式时，应结合石、大巷材料及设备辅助采用蓄电池电机车牵引固定式矿车，工作面斜巷采用无极绳4-2-4。1-主井2-副井3-轨道大巷4-胶带机大巷5-井底煤仓6-变电所7-水仓8-材料库9-等候硐室10-胶带机机头硐室11-医疗室12-水泵房4-2-4（2）牵引方对采用固定式矿车作为辅助的大中型矿井副井空重车线长度宜各为1.0-1.5倍车长度辅助采用MG1.9-9B型1.5吨固定箱式矿车其尺寸为2400×1050×1150mmXK8-9/120-1A4500×1060×1600mm151.5t矿车组成。井底煤仓的有效容量可按矿井设计日产量的15%~25%来计算本矿井取25%，因本矿2727t682t6m20m700t、副井系统硐室由水泵房水仓清理水仓硐室变电所调度及等候室组成，为节省管材，电缆及方便管理，同时考虑到锚索的安装，故把变电所和水泵房布、20m（2006年版）1000m3/h以下时，8h的正常用水量。342m3/h462m3/hQ0=342×8=2736根据水仓的布置要求，水仓的容量为 （4-式中

S——水仓有效断面积，8.15L——水仓长度，410Q=8.15×410=3341.5由上面计算得知：Q>Q0，故设计的水仓容量满足要求医疗硐室、机修硐室、井下材料库 库、换矸硐室、乘人车场等大此巷为一条半圆拱双轨大巷，并作进风巷使用，设人行道B1abd1d2

（4-B1——轨道大巷宽度，mm；a——1300mm；300~500mm；c——电机车的间距，250m +250＝4600 人行道B2ab

（4-B2——大巷宽度a——1200b——输送机边缘至巷道壁的最小距离，取1570mm;d——胶带机宽度，d1＝1200+430mm； ＝4400mm胶带机大巷的断面和特征表如图4-2-64-2-7围类断面(m掘进尺厚 净周长 净掘宽高外长排方间锚软1414围类掘工程量(m粉刷面巷墙喷射材铺锚杆重注眼树铁木(个软414410每米工程量及材料每米工程量及材料围类断面(m掘进尺厚 杆净净掘宽高外长排方间锚软1315围类掘工程量(m巷墙喷射材铺锚杆重注眼树铁木(个软150144每米工程量每米工程量及材料消耗量围类断面(m掘进尺 杆净周长净掘宽高外长排方间锚规格软软软围类巷道支带输送机大巷和辅助大巷都布置在岩层中。胶带输送机大巷采用胶带输送机，辅助采用蓄电池电机车牵引1.5t固定箱式矿车。主要大巷（胶带输送机大巷和辅助够提高巷道围岩强度，防止围岩强度，改善围岩受力状态，增强支护系统的整体性，前经验表明，由锚杆和喷射混凝土组成的巷道，可使每米巷道的刚才消耗量降低40~100kg60%，缩小巷道断面，从而加快巷道掘进速度。准备方式—煤层地质特带区位考虑到缩短建井工期，尽快使矿井投产，本矿井设计首采带区（东一带区）位于带区煤层特131#f=2.30.77～6.43m4.00m3.4～4.5m2～5°1.4t/m3。0.05～15.21m3t10.34m3t131#煤层瓦斯含量为0.05～13.94m/t该带区属于高瓦斯带区具有煤与瓦斯突出性131#煤层属有煤尘性煤层，且为容易自然～自燃煤层。煤层顶底板岩石构造情2.25～25.7510.70m。水文地本新生界下部含水层、二叠系砂岩裂隙含水层和石炭系太原组石灰岩岩溶裂隙含267m3/h387m3/h地质构3～5°ZF3、ZF4逆断层，从北到南贯穿整个，落差在0～10m，倾角为65～70°。地表情较少，所以采取全部搬迁措施，内部无河流，只在边界有少数河流。带区巷道布置及生产系带区准备方式的确带区准备方式的优点：巷道布置系统简单，巷道掘进工程量少，系统环节少，费用低，系统简单，设备、数量和辅助人员少；工作面长度可以保持等长，对综合机械带区巷道布，首采带区位于东翼，大巷的北侧长度平均1399m，倾向长度平均1295m。8150m10m，160m因本矿井所开采的13-1#煤层为煤与瓦斯突出煤层，根据《煤矿安全规程》要求需设置13-1#煤层的瓦斯。为了提高工作面回采率防止煤层自然发火回采工作面轨道斜巷均采用无煤131#面轨道分带斜巷均进新鲜可防止工作面上隅角积聚瓦斯及保证足够的量，污由沿空留下的巷道经底板瓦斯抽排巷由回风大巷排出。ZF415m。13101工作面→13107工作面→13104工作面→13102工作面→13106工作面→13103工作面→13105工作面带区带区内各分带的斜巷铺设B=1200mm的胶带输送机，煤炭到大巷胶带机，辅助采用矿车，矿车经轨道大巷由蓄电池电机车运到辅助斜巷，然带区生产系工作面→分带斜巷→带区煤仓→胶带机大巷→井底煤仓→主井→地面5-2-1所示。辅助系地面→副井→井底车场→轨道大巷→带区行人运料斜巷→带区轨道集中平巷→分带轨道斜巷→工作面。辅助系统路线图如图5-2-1所13101工作面的路线为副井→井底车场→轨道大巷→带区行人运料斜巷→带区轨道集中平巷→分带轨道斜（分带斜巷→工作面→分带斜（采空区留巷部分→分带斜巷底板瓦斯抽排巷→回风大巷→东翼风井5-2-1地面变电站→副井→变电所→轨道大巷→分带斜巷→工作面工作面→分带斜巷→轨道大巷→井底水仓→副井→地面765141-轨道大巷2-大巷3-回风大巷4-材料车场5-绞车房6-带区集中平巷7-分带轨道斜巷8-工作面9-分带运煤斜巷10-煤仓11-轨道斜巷瓦斯底抽巷12-运煤斜巷瓦斯底抽巷13-联络巷14-掘进回风巷5-2-带区生产系统示意图带区生产能力及采出1t/0.8m。a.T割T割=（L+L1）/V

=45（分L——工作面长度，150m；L1——斜切段长度，30V歌4m/min。b.T空T空=L1/V空=30/6=5 V空6m/min。c.T停机改变牵引方向时的翻挡煤板时间及滚筒调位时间等。根据实际情况，T停20分。所以每割一刀煤所需的时间T割T空+T停=45+5+20=70minB.T端本综采工作面端头支护采用端头支架，端头作业时间取25min。根据大量，国产综采设备机电事故影响时间占总工时的8%~15%，每割一刀煤影15～30min20min。T循T循=T+T端+T =70+25+20=1152刀是能够实现的。Q综Q综

=103.1（N——工作面日循环数，5个；L——工作面长度，150m；S——截深，0.8m；M——采高，4.0R——煤容重，1.4

（5-K1——工作面不均衡系数，带区内同采的只有一个工作面，因此取K2——1.1；A0——工作面年生产能力，1.03Mt/a。把数据带入5-2得：A11.11.031.13采区采出率=（采区工业储量-开采损失）/采区工业储量×100% 采区开采损失主要有：工作面落煤损失，约占7%；永久煤柱等。Z首采区= （5-Z首采区——t。S——m2。M——首采区煤层的厚度，4m。R——1.4t/m3Z首采区S×M×R=161.84×4×1.40=906.04所以首采区内工业储量为：906.04t7%计算：906.04×7%=63.42t（1083 ）×30×4.0×1.40/10000=37.16万t。则：东一带区采出率=(906.04-63.42-37.16)/906.04×100%=88.9%0.75，中厚煤层不低于带区煤层特征及地质条131#f=2.30.77～6.43m4.00m3.4～5.0m3～5°1.4t/3。0.05～15.21m3t10.34m3t131#煤层瓦斯含量为0.05～13.94m/t该带区属于高瓦斯带区具有煤与瓦斯突出性131#煤层属有煤尘性煤层，且为容易自然～自燃煤层。267m3/h387m3/h2～5°ZF3、ZF4逆断层，从北到南贯穿整个，落差在0～10m，倾角为65～70°。采煤工艺方确定采煤工艺方出适应各种条件的采煤设备；支架及配套的采煤机设备小轻便回采工作面搬家2.03.5m9397%以上。缺点：巷道掘进较多，万吨掘进率低；工作面单产低，单产提高；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧紧张的，需要等到再生顶板稳定后巷道掘进较少，减少了巷道的工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对含矸率提高，影响煤质；自然发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大。优点：工作面产量和效率高；巷道掘进较少，减少了巷道的工程量，同时生产也缺点：煤炭损失大，对于煤厚比采高大的煤层，一次不能采完；控顶较，煤壁容较，且放顶煤工艺回采率低，再加上矿井平均煤厚为4.0m，赋存稳定，因此选择一次回采工作面参设备是影响工作面长度的主要因一。我国生产的工作面刮板输送机大都按150～220m加大截深，选用能切割硬煤的大功率采煤机组，提高割煤速度，相应地提高支架的移架速度，与大运量、高强度的工作面输送机的相匹配，巷道也必须采用长距离、大运根据前面开拓、准备的巷道布置，采用带区式布置工作面，回采工作面沿布置，150m1500m4.0m。分带斜巷尺寸（宽×高）为5000mm×3000mm，分带斜巷尺寸（宽×高）5000mm×3000mm综采工作面的设备选型及配工作面配套设备的选择6-1-16-1-工作面长度煤厚倾角45三机号见表6-1-2ZZ5600/23/47型支架主要技术特征见表6-1-3。MXA-300/4.5W型采煤机主要技术特征见表6-1-4。SGZ-830/500型刮板输送机主要技术特征见表6-1-5。RB125/31.5型液泵站主要技术特征见表6-1-6。WPZ320/6.3型喷雾及冷却泵主要技术特征见表6-1-7。6-1-号序 项 设备型 备 采煤 MXA- 支 刮板输送

表6-1- 支架技术特型 型式tm6-1- 型MXA-采m截mmm

截割功 量 6-1- 型 6-1-项单 技术特型号 6-1-L6-1-项单型根据支架支护强度校核知，为式6-1g= （6-g——顶板对支架的压强(8倍于工作面的采高)，Pa；k——采高的倍数(支架上方的岩石厚度,一般取6-8)；H——工作面的采高,4m；r——顶板岩石容重,2.65t/m3；代入数据得:g=0.81MPa<0.98由计算数据可知所选支架支护强度符合要求根据ZZ5600/23/47型撑掩护式支架的特征表可知工作阻力为5600k经演算P80%作面供液由R125/31.5液泵提供，液泵压力设计为31.5a。P0=75%×5600kN=4200 （6-由支架技术特征表可知，所选支架的初撑力为5000KN，符合控顶设计对支架初支架的结构参数，主要是支架的最大、最小高度，一般确定支架高度的为 （6- （6- （6- （6-Mmin,Mmax——与煤层相应的最小、最大采高；HminHmax——支架的最小、最大高度，m；d0.025；R2——支架后柱或掩护式支架的顶梁尾端到煤壁距离，3.55R1——前柱到煤壁的距离，2.15a——支架的卸载高度，0.05m。S1=0.025×3.6×2.15=0.194(m)S2=0.025×4.5×3.55=0.399(m)Hmin=3.6－0.399－0.05=3.151(m)Hmax=4.5－0.194=4.306(m)由上述可知，Hmin、Hmax在所选定支架高度的范围之内，可见支架的高度符合控顶设（3）6-1-45～10m10～15m。6-1所示。1.a1.b③再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机头处（6-1.d 6-2-1各工艺过程注意事长度在1m以下，最突出部分不超过200mm。无马棚、顶底板平直，如特殊需要，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，防移架质量标准：支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过±50mm中心距偏差不超过±100mm。支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角＜7°，相邻支架间不2/3300mm之间；移架过程中要100mm1050m，33台端头支架，其滞后普通支架一个循环，20m段是压力集中区，特制订以下管理措施。端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使机和工作面溜子机头推移，损在各点落煤处加设缓冲装置150~200mm机组要掌握好采高,严禁割底割顶停机时及时停水,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顺槽巷道必须加强顶板，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；顺槽巷道超前工作面50m加强，对于失9）工作面支护设计采用ZZ5600/23/47支撑掩护式支架。移架方式采用依次顺序艺工作面端头支护和超前支，有利于排头支架的稳定，但支设麻烦，费工、费时。自移式支架。移动速度快，但对平巷条件使用性差用工作面支护端头，适用煤层能够变化较小的综采面通常在机头（尾）处滞于。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；能适应工作面倾角变化。因此本设计端头支护采用ZT7500/18/36型中置式端头支架。其技术特征见表6-1-6-1-mmmt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30m800mm3m，木垛必须用柱帽、木楔背紧。800mm的戴帽点柱（用单体柱（3）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。1.8m0.8m当在拉动端头架、推动机、拖拉管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以防撞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。循环图表、劳动组织、主要技术经济指4.0m10m则。采用“三八”制作业（两班生产，一班检修，均执行现场交制，每班有效工时为8h2个循环，检修班半班生产进一个循环，半班检修，日进5个循环。24(2）割 移 推 割煤由于工作面的煤厚有所变化,所以为了使采出率提高应随煤厚的变话随时增高或降低支架的高度。30m0.8m4±0.1m0.8m。10-15m左右，其弯曲段长度不得30m0.8m，推前部输送机时必须顺序进行，眼睛相向操作，推移后溜表6-1-8 序 项

生产一 生产二 检修 采煤机司 刮板输送机 泵 司 皮带输送机 端头维护 6-1- 看 缆 充填 机 人 （2）循环产量按下列计算Q1L1SM1

（6-Q2L2SM2

（6-

（6-Q1——4.0m采高段一刀煤产量，t；Q2——割过渡段一刀煤产量，t；QL1——4.0m采高段倾斜长度，m；L2——工作面过渡段倾斜长度，20m；S——循环进尺，0.8m；M1——工作面中段采高，4.0M2——3.5γ——煤的容重，1.4Q1=(150-20)×0.8×4.0×1.4×0.93=541.632Q2=20×0.8×3.5×1.4×0.93=72.912循环产量：Q=Q1+Q2=541.632+72.912=614.544日产量=Q×日循环数=614.544×6=3687.264吨煤成本根据矿上实际数据取为220元/t，工作面主要技术经济指标见表6-1-9。表6-1-9 1工作面长m2m3°34 m56m7t8个59tm3/万1t/%元m井下概井下设计的原始条件和数7-1-7-1-序 项 单 数设计生产能 工作制 “三八”日净提升时 年工作 煤层平均厚 煤层平均倾 煤的容 瓦斯涌出 矿井瓦斯等 煤尘 有煤尘距离和货载1300m2123m3323m2727.3t/d，掘进面日产量272.7t/d，运煤系统各环节能力要大于各工作面的生产能力。辅助根据矿井生产安排与采掘进度，材料、设备考虑正常生产与工作面安装和搬家两种情况；人员以各采掘面人员一次运到位为基础，兼顾其它固定工作点的人员，7-1-2。7-1-量序单数备1人/2t/7-1-工作面支 安 架 搬

搬 矿井系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，分带工作辅助回采工作面为大功率采煤机进行开采巷道掘进采用连续采煤机多巷掘进、锚杆支护采掘面用人用料量相对减少又由于矿井比较深故只能采用轨道辅助。井底车场用起吊设备换装到支架平板车上，由牵引车送到工作面和使用地点，再用支至工作地点，其中采煤机直接由平板车送到采面就位。材料和油品等轻型货物由材料车下井后，由电机车统一运送轨道大巷采用XK8-9/120-1A型防爆特殊型蓄电池电机车牵引矿车。矿车选用MG1.9-9B型1.5t固定箱式矿车，工作面辅助采用无极绳绞车牵引1.5t固定箱式矿车、1.5t材料车、1.5t平板车材料及设备。2）系井下系统包括运煤系统、运料系统、人员运送系统、排矸系统分带采煤工作面→分带斜巷→分带煤仓→大巷→井底煤仓→主井→地面掘进工作面→分带斜巷→分带煤仓→大巷→井底煤仓→主井→地面地面→副井→井底车场→轨道大巷→带区行人运料斜巷→带区轨道集中平巷→分带轨道斜巷→工作面带区设备选设备选型原必须考虑矿井开拓系统状况，并与系统统一规划，注意上下环节能力的配套，以及局部与总体的统一；必须使上下两个环节设备能力基本一致设计时应合理的选择生产不均匀系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，要采取必须注意尽量减少的次数不要出现输送机—轨道—输送机—轨道的情况必须使设备的、安装和检修方便，并应考虑输送设备对通风、供电的要求是必须在决定主要的同时，统一考虑辅助是否合理经济等带区设备的选厂生产的SGZ-830/500型刮板输送机。7-2-根据带区设备配套原则选择分带斜巷配套设备如下：机SZB-830/180，破碎机PCM132，输送机选用SSJ1200/3×200M带式输送机带式输送机。技术特征见表7-2-17-2-27-2-3。7-2-项目 单位 型号 mVmm°长宽高表7-2- 破碎机技项 单 技术特型 通过能 破碎能 整机重 电动机功 结构特 锤外形尺 最大出料块 生产 张家口煤机表7-2- SSJ1200/3×200M带式输送机主要技术特征 单 生产能 运 皮带宽 电压等 功 （3）带区辅助设固定式矿车、1.5t材料车、1.5t平板车。各设备技术特征如下：表7-2-4 JW1600/80无极绳绞车主要技术特征表项 单 技术特型 钢丝绳最大静张 两钢丝绳最大张力 7-2- V外形尺 型载重量/55带区能力验Mt/aATAn

（7-K——1.2；T——16小时；η——设备正常工作系数，取0.8；A K 1.2

255.7t/ TK 160.8通过验算，各环节的设备均满足要求带区辅助能力验8个。W

2K

20.50.450

（7- Z

(GG0)(sinWcos (1000592)(sin170.07

（7-g——8＜118个矿车满足要求。大巷设备选XK8-9/120-1A型蓄电池电机车牵引矿车进行辅助，在大巷内采用DX-1200/4×2000型带式输送表7-3- XK8-9/120-1A型电机车主要技术特征项型t8轨m7

外型尺 速 长时最 型V引 长时制功台2动A 长时制电A表7-3- DX-1200/4×2000带式输送机主要技术特征项型带°V概0.9Mt/a42.1a，自然标高在+23m-810～-920m，倾斜长度平均3.2km，平均7.0km。矿井工作制度为“三八制”，提升330d16h。设计为立井单水平-890m开拓。主井采用两套16t箕斗带平衡锤提煤副井采用罐笼提升井下大巷采用钢丝绳强力皮带，辅助采用蓄电池式电机车牵引矿车，蓄电池式电机车选用XK8-9/120-1A型防爆特殊型蓄电池电机车矿车选用MG1.9-9B型1.5t固定箱式矿车矿井瓦斯等级为高瓦斯矿井，煤尘有性。主副井提主井提0.9Mt/a，属中型矿井，煤炭由主井箕斗提升至地面，主井内装型号为JKM-2.5/6（Ⅱ，提升能力为600t/h。主井内装备的箕斗、提升机以及钢丝绳的具8-2-18-2-28-2-3。表8-2- JDG16/150×4Y箕斗技术特 单 参型 名义载 有效容 mt 机卷筒体积庞大而笨重，给制造、。摩擦提升与之相比，摩擦轮的宽度明显减少而且不会因的增加而增大，同时由于主轴跨度的减小而使得主轴的直径和长度均有所降低，表8-2- 型号mm3m数条4间m生产厂表8-2- 主井提升钢丝绳技术特征 型中大小8-2-钢丝破断拉力总和（不小于N— （8-HS——矿度，913m；Hz——装载高度，Hz=18～25m20m；Hx