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摘 要
本次設計的礦井生產(chǎn)，主要的特點是雙立井開拓，掘進工作量比較大，自然條件復雜,斷層多而厚，開拓方案,通風和安全措施顯得尤為重要。煤層的地質(zhì)條件復雜多變，開采方法也就多種多樣,全礦設計生產(chǎn)能力1.5Mt/a 。
本設計是在同煤集團王坪煤礦8號煤層地質(zhì)條件下做的礦井初步設計，設計內(nèi)容包含有：礦井概述及井田地質(zhì)特征、礦井開拓、采（盤）區(qū)巷道布置及裝備、采煤方法、礦井通風及安全技術措施，以及設計礦井基本技術經(jīng)濟指標等方面。
井田概況主要包括礦區(qū)的地理、地形和交通；礦井的地理位置、井田范圍；礦區(qū)的氣象條件、地震烈度、電源和水源的概況；井田地質(zhì)特征、煤層及煤質(zhì)概況以及水文地質(zhì)條件概況等。
采煤方法選擇了一次采全厚綜采放頂煤采煤法，其中設計了采煤工藝方式，設備配置，回采巷道布置和巷道掘進工藝。
通風設計主要包括礦井抽出式通風系統(tǒng)的選擇、礦井所需風量的計算及分配、全礦井前期、后期的通風阻力計算以及對通風設備的選擇等。
安全技術措施包括井下瓦斯預防、頂板管理、水災預防、火災預防、煤塵爆炸的預防及粉塵防治措施等.
關鍵詞：雙立井開拓；單一長壁采煤法；抽出式通風；雙向割煤
ABSTRACT
The main characteristic of this design is that its location is in underground, the work is very difficult. It has complicated natural conditions and many faults , ventilation and safe measures are particularly important. The geological conditions of this coal mine varied, mining methods are diverse.The production is 1.5Mt/a
This design is about the geological conditions of Yanya coal mine. Its content includes: summary of mine and the geological characteristics of mine, exploitation, the area of mining roadway and equipment (dish) , methods, ventilation and technical measures, as well as the design of mining basic technical and economic indexes, etc.
Profile field mainly includes the location of mine area ,topography and transportation; Geographical location, field of the mine; Meteorological conditions of mining area, seismic intensity, an overview of the power and water; Geological characteristics of coal seam ,coal quality and hydrogeology survey, etc.
Mining method is a mining overall height of a single long wall mining method, including the technological mode design of the coal mining , equipment configuration, roadway drivage, roadway layout and process.
Ventilation design mainly includes the selection of mine ventilation system, calculation of the required air and distribution of mine, early, late ventilation resistance calculation of all mine and the selection of ventilation equipment, etc.
Key words: the development of two drafts; single long wall mining method; exhaust
目 錄
1 井田概述及井田地質(zhì)特征 1
1.1井田概況 1
1.2 井田地質(zhì)特征 2
1.3 設計煤層特征 3
1.3.1地層 3
1.3.2地理位置 3
1.3.3煤層 4
2 井田儲量及服務年限 7
2.1礦井的工業(yè)儲量 7
2.1.1儲量計算方法 7
2.1.2儲量主要參數(shù)的確定 7
2.1.3 可采儲量 8
2.1.4邊界煤柱 8
2.1.5 工業(yè)廣場煤柱壓煤 8
2.1.6陷落柱煤柱損失 8
2.1.7 其他煤柱損失 9
2.1.8 總設計煤柱損失 9
2.1.9礦井設計可采儲量 9
2.2礦井可采儲量 9
2.2.1 礦井的工作制度 9
2.2.2礦井設計生產(chǎn)能力確定 10
2.3礦井設計生產(chǎn)能力及服務年限 10
3 井田開拓 12
3.1礦井開拓方式的選擇 12
3.1.1井筒形式 12
3.1.2井口位置 13
3.1.3井筒數(shù)目 14
3.1.4方案的提出及技術比較 14
3.1.5井筒特征 17
3.2井筒斷面尺寸 17
3.2.1 主井 17
3.2.2 副井 17
4 采（盤）區(qū)或帶區(qū)巷道布置及裝備 18
4.1 煤層地質(zhì)特征 18
4.1.1采（盤）區(qū)或帶區(qū)巷道布置及生產(chǎn)系統(tǒng) 18
4.1.2 采（盤）區(qū)或帶區(qū)運輸設備選擇 19
5 采煤方法 20
5.1 采煤工藝方式 20
5.1.1 采煤方法的選擇 20
5.1.2大采高一次采全厚單一長壁采煤法 20
5.1.3一次采全厚綜采放頂煤采煤方法 20
5.1.4 回采工藝 23
5.1.4 工作面端部割三角煤斜切進刀示意圖落煤方法 23
5.1.5采煤設備選型 24
5.1.6支架選型及校核 29
5.1.7工作面端頭支護 32
5.1.8工作面頂板管理和順槽超前支護形式 32
5.1.9支護要求 33
5.2 礦井工作制度 33
5.2.1勞動組織 33
5.2.2循環(huán)作業(yè)： 34
6 礦井通風及安全技術 35
6.1礦井通風系統(tǒng)選擇 35
6.1.1 通風方式 35
6.1.2 通風系統(tǒng) 36
6.2全礦井所需風量 37
6.2.1 風井數(shù)目、位置、服務范圍 37
6.2.2 掘進通風及硐室通風 37
6.2.3礦井風量計算 37
6.2.4風量分配 41
6.3 礦井通風阻力 42
6.3.1 通風阻力的計算 42
6.3.2 礦井總通風阻力的計算 44
6.4 通風機選型 45
6.4.1 設計依據(jù) 45
6.4.2 設備選型計算 46
7 礦井提升 48
7.1 概述 48
7.2.1 主井提升 48
7.2.2 副井提升方式及設備 48
7.3 排水設備 48
7.3.1 設計依據(jù) 48
7.3.2 設備選型計算 48
8 設計礦井基本技術經(jīng)濟指標 50
參考文獻 52
致 謝 53
1 井田概述及井田地質(zhì)特征
1.1井田概況
王坪礦井位于大同煤田東南邊緣，懷仁縣東南方向,東距大同市60km。其地理位置為：東經(jīng)112o50′39″—113o00′16″，北緯39o59′27″—40o05′41″。行政區(qū)劃屬山西省朔州市懷仁縣管轄。
鐵路：京包與北同蒲鐵路交匯于大同市，大秦線、北同蒲電氣化鐵路已通車運行。
公路：京大、大運高速公路已建成通車，大大增強了煤炭運輸能力。
1.地形地貌
本區(qū)西部為平緩丘陵地形，東南部為低山區(qū)，北部為十里河。地勢南高北低，黃土梁及“V”字型溝谷發(fā)育。賈家溝北梁標高1481.87m，為本區(qū)最高點，最低點位于十里河床，標高1197.50m，最大相對高差284.37m，一般地形標高1300-1400m。區(qū)內(nèi)主要溝谷由東向西有馬脊梁溝、苦水灣溝、七磨河，并呈羽狀排列，均源南而北匯入十里河，另外次一級支谷呈樹枝狀遍布于全區(qū)。
2.水系
本區(qū)屬海河流域，永定河水系，桑干河北岸支系。主要河流如下：
十里河：發(fā)源于左云縣常家洼一帶，從本區(qū)北部高山一帶通過。匯水面積1210km2，全長74km，河寬50-600m，坡度0.01-0.02，主流彎曲系數(shù)1.33，河流量隨大氣降水而有較大變化。
七磨河：發(fā)源于左云縣東南潘家窯、尖口山一帶，由南向北流經(jīng)本區(qū)西部。匯水面積150km2，河寬100m以上，最后匯入十里河。
3.氣象
本區(qū)屬于中溫帶大陸性氣候，冬季嚴寒，夏季炎熱，晝夜溫差大。
氣溫：年均氣溫4.4-7.4℃，最高季溫和晝夜溫差顯著。月極
端最高氣溫31.2-34.5℃，月極端最低氣溫-23.8-29℃。
降水量：主要集中于7、8、9三個月，年均降水量為433.6mm。
蒸發(fā)量：年平均蒸發(fā)量為1811.7mm，其中4-7月蒸發(fā)量大。
冰凍期：每年結冰期從11月至翌年3月上旬，最大月凍土158cm，最大積雪厚度22cm。
風：西北風幾乎貫穿全年，5月份風力最大，風速在14.0-22.0m/s。
4.地震
據(jù)中國地震動峰值加速度區(qū)劃圖，本區(qū)地震動峰值加速度為0.15g，相當于烈度為Ⅶ度。
5.區(qū)域經(jīng)濟概況
井田地處大同市左云縣境內(nèi)，煤炭資源豐富，煤質(zhì)優(yōu)良，是我國重要的動力煤生產(chǎn)基地，開采歷史悠久。大同煤礦集團有限責任公司目前在礦區(qū)內(nèi)共有生產(chǎn)礦井15個。此外，礦區(qū)內(nèi)也有規(guī)模化地方煤礦多個，小煤窯更是星羅棋布，煤炭工業(yè)是大同市的主要工業(yè)產(chǎn)業(yè)。農(nóng)業(yè)主要以玉米、谷子、山藥、莜麥等為主。
1.2 井田地質(zhì)特征
本井田位于大同煤田東南部，面積約89.1966km2。井田主要地質(zhì)工作為山西省煤炭地質(zhì)115隊1986年12月編制的《山西省大同煤田西部石炭二迭紀詳查勘探地質(zhì)報告》和2006年6月編制的《山西省大同煤田王坪煤礦石炭二疊系延深勘探地質(zhì)報告 》。井田內(nèi)共施工鉆孔98個，并利用以往區(qū)外附近鉆孔19個。 通過上述勘查，并結合以往勘查資料及侏羅系實際揭露資料，為建井提供了可靠的地質(zhì)依據(jù)，達到了預期效果，取得成果如下：
1.查明了區(qū)內(nèi)地層由老到新有寒武系中下統(tǒng)，石炭系中統(tǒng)本溪組、上統(tǒng)太原組，二疊系下統(tǒng)山西組、下石盒子組及上統(tǒng)上石盒子組，侏羅系下統(tǒng)永定莊組、中統(tǒng)大同組和云岡組，白堊系左云組，第三系上新統(tǒng)，第四系上更新統(tǒng)和全新統(tǒng)，主要含煤地層為石炭系上統(tǒng)太原組和二疊系下統(tǒng)山西組。
2.查明了本區(qū)總體構造中等。
3.查明了本區(qū)可采煤層的層數(shù)、層位、厚度、結構及可采范圍。山4-1、山4、2、3、5、8-1、8號煤層為可采煤層，其中主要可采煤層5、8號煤層為穩(wěn)定煤層，其他煤層為不穩(wěn)定或極不穩(wěn)定煤層。
4.基本查明了可采煤層的煤質(zhì)特征，確定了煤類，了解了煤的工藝性能，評價了煤的利用方向。
5.基本查明了直接充水含水層和間接充水含水層的巖性、厚度、埋藏條件、水質(zhì)、富水性，預算了礦井涌水量。
6.了解了主要可采煤層的瓦斯成分、含量、煤的自燃趨勢和煤塵爆炸危險性，了解了主要可采煤層及其頂?shù)装宓墓こ痰刭|(zhì)特征。
7.基本查明了礦井水文地質(zhì)類型為二類二型，水文地質(zhì)條件中等，工程地質(zhì)條件中等。下伏寒武系灰?guī)r水位標高1220m左右，高于5、8號煤層底板，計算得出8號煤層突水系數(shù)0.095MPa/m，與全國臨界突水系數(shù)經(jīng)驗值0.06-0.15 MPa/m比較，本區(qū)存在突水的可能。
1.3 設計煤層特征
1.3.1地層
本區(qū)位于大同煤田東南部，屬于黃土半掩蓋區(qū)，基巖僅出露于溝谷兩側。揭露地層由老到新為：寒武系、石炭系、二疊系、侏羅系、白堊系、第三系、第四系?，F(xiàn)分述如下：
1.3.2地理位置
王坪井田位于大同煤田東南邊緣，大同向斜西翼，總體為一走向北東，傾向南東的單斜構造，并伴有寬緩的褶曲，地層傾角一般在10°以內(nèi)。因受次一級構造影響，局部地層傾角變大，傾向也有所變化。
1.褶皺
區(qū)內(nèi)地層產(chǎn)狀平緩，基本為一單斜構造，同時發(fā)育一些寬緩的褶曲，其軸向為NE向，對煤層影響不大。
2.陷落柱
據(jù)侏羅系生產(chǎn)礦井在14-2煤層揭露，發(fā)現(xiàn)有 11個陷落柱，呈橢圓狀或不規(guī)則狀，對煤層開采有一定的影響。
3.巖漿巖
區(qū)內(nèi)賦存有4條玄武巖墻，即βμ1、βμ2、βμ3、βμ4。據(jù)侏羅系生產(chǎn)礦井中煤巖資料表明，煤層在巖墻通過處，急劇受熱烘烤焦化變成天然焦，但寬度不大，在馬脊梁礦井下觀察0.50-1.00m，即為正常好煤，可見玄武巖墻對煤層的影響是很輕微有限的。
βμ1：位于本區(qū)東北部及馬脊梁溝枯樹村西北端，走向北東40°，傾角近于垂直，厚2.20m，全長2550m，侵入云崗組砂巖中。屬燕山期玄武巖。
βμ2：出露于本區(qū)中部，在馬脊梁煤礦井下112大巷遇見，走向近似正東，傾向近似南北，傾角77°-90°。厚2.60m，全長4000m。
βμ3：出露于本區(qū)東南部，走向北東，傾角70°，厚0.90m，全長4600m。在馬脊梁煤礦開采侏羅系2-3號煤所見。
βμ4：出露于本區(qū)東南部，走向近正東，傾角75°，厚1.70m，全長300m。在馬脊梁煤礦開采侏羅系2-3號煤所見。
總之，本區(qū)基本為一單斜構造，伴隨有寬緩的褶曲。從井田內(nèi)斷層分布來看，主要集中在西北部，構造較復雜；而作為井田首采區(qū)（初期采區(qū)）斷層稀少，構造簡單。另外，巖溶陷落柱對煤層開采有一定的影響，巖漿巖侵入煤層的范圍，呈零散狀分布。因此，構造綜合評價為二類。
1.3.3煤層
1.含煤地層
大同煤田為中生代侏羅紀和晚古生代石炭二疊紀的雙紀煤田，本次延深只涉及下煤系，故對中生代侏羅紀煤系地層不作敘述。
二疊系下統(tǒng)山西組和石炭系上統(tǒng)太原組為下部含煤建造，地層總厚61.20-146.80m，平均為113.80m，共含煤10余層，含煤系數(shù)20%。其中山西組含煤5層，為山1、山2、山3、山4-1、山4號煤層，太原組含煤層有2、3、4、5、6、7、8、9、10號煤層，其中5、8號煤層為主要可采煤層，其它各煤層為局部可采及零星發(fā)育煤層。
2.可采煤層
本區(qū)可采煤層為山4-1、山4、2、3、5、8-1、8號煤層，其中5、8號煤層為主要可采煤層，其它各煤層為局部可采。
①山4-1煤層
局部賦存，在賦存范圍內(nèi)厚0.20-6.30m,平均2.23m，煤層極不穩(wěn)定。
②山4煤層
大部分范圍內(nèi)賦存，在中南部可采，在西北局部遭受煌斑巖侵入而使煤層變質(zhì)、硅化，在中部有分叉現(xiàn)象，該煤層下距山西組底部K3砂巖，一般10m左右，煤層厚度0.17-10.12m，一般3.13m，含0-4層夾矸，一般1-2層，是本區(qū)局部可采煤層，屬不穩(wěn)定煤層。
③2號煤層
位于太原組頂部，該煤層只賦存于本區(qū)南部，在北部被剝蝕，厚0.20-3.80m，平均1.65m，含夾矸0-2層，是本區(qū)局部可采煤層，屬不穩(wěn)定煤層。
④3號煤層
位于太原組上部，賦存于本區(qū)中南部，在北部被剝蝕，厚0.18-10.52m，平均3.52m，含夾矸0-4層，是本區(qū)局部可采煤層，屬不穩(wěn)定煤層。
⑤5號煤層：位于太原組中上部，距山西組底界K3砂巖一般20m左右。煤層總厚0.36-16.90m，平均厚6.95m，煤層層位穩(wěn)定，厚度大，全區(qū)除北部邊界附近被剝蝕外，其余絕大部分范圍內(nèi)皆賦存且可采，賦存范圍內(nèi)厚度變化不大。有0-6層夾矸，一般2-4層。頂?shù)装寮皧A矸巖性一般為砂質(zhì)泥巖、高嶺質(zhì)泥巖和炭質(zhì)泥巖。是本區(qū)主要可采煤層之一，屬穩(wěn)定型煤層。
⑥8-1號煤層
局部可采煤層，為8號煤的上分層，在賦存范圍內(nèi)厚0.30-5.61m，平均1.65m，結構簡單，為不穩(wěn)定煤層。
⑦8號煤層：位于太原組下部，下距底界K2砂巖一般15m左右，位于5號煤層之下，一般20m左右。煤層厚度0.35-9.17m，平均為7.5m。煤層層位穩(wěn)定，全區(qū)除北部邊界附近被剝蝕外皆賦存且可采，結構簡單，夾矸0-2層，頂板巖性為含菱鐵質(zhì)泥巖，是太原組唯一的海相層，底板巖性常為高嶺質(zhì)泥巖，夾矸為砂質(zhì)泥巖、炭質(zhì)泥巖等。該煤層在西部有分叉現(xiàn)象，在南部邊界附近遭受煌斑巖侵入破壞而使局部煤層變質(zhì)，但影響范圍小，是本區(qū)主要可采煤層之一，屬穩(wěn)定型煤層。
66
2 井田儲量及服務年限
2.1礦井的工業(yè)儲量
2.1.1儲量計算方法
井田內(nèi)地層傾角小于15°，采用水平地質(zhì)塊段法進行資源/儲量估算。估算公式：Q=S×M×D/10。
式中： Q—資源量/儲量；萬t；
S—水平投影面積，k（m2）；
M—塊段平均采用厚度，m；
D—視密度，t/m3。
本次估算共獲得井田內(nèi)批采煤層4、8、11號煤保有資源/儲量（111b+122b+333）19050萬t。其中探明的（可研）經(jīng)濟基礎儲量（111b）16063萬t，（111b）占總資源/儲量84%，控制的（可研）經(jīng)濟基礎儲量（122b）1004萬t，(111b+122b) 占總資源/儲量90%，推斷的內(nèi)蘊經(jīng)濟資源量（333）1983萬t。
2.1.2儲量主要參數(shù)的確定
1.面積的確定
CAD查詢法
2.煤層厚度的確定
塊段內(nèi)煤厚采用塊段內(nèi)各見煤點，生產(chǎn)實測煤厚的算術平均值，各見煤點儲量估算煤厚按以下確定。
使用CAD查詢功能可知井田投影面積：
S= 17456639.5436m2m2
井田工業(yè)儲量 Zg=S×h×γ
8號煤 Zg= 17456639.5436×7.5×1.45/10000=18984萬t
2.1.3 可采儲量
礦井設計儲量=礦井工業(yè)儲量—永久煤柱損失
=18984-548=18436萬t
從上面公式計算出，礦井設計儲量為18436萬t，
2.1.4邊界煤柱
井田邊界長度為16244.46m，取邊界煤柱30m。則邊界煤柱損失：
P1=16244.46×30×7.5×1.5=584萬噸
2.1.5 工業(yè)廣場煤柱壓煤
表2-1礦井工業(yè)場地占地面積指標：
井型與設計生產(chǎn)能力（萬噸/年）
占地面積指標（公頃/10年）
240～300
0.7～0.8
120～180
0.9～1.0
45～90
1.2～1.3
9～30
1.5
備注：占地面積指標中小井取大值、大井取小值。
本次設計礦井年產(chǎn)量為180萬噸/年。則工業(yè)工廠占地面積為1.8×105㎡。古書院礦8#煤層為近水平煤層，巖石移動角為72°，根據(jù)鉆孔52號、51號、69號穿煤層時，平均深度H1=151.75m。則
得q=49.3m，根據(jù)本礦地質(zhì)資料，本礦保護等級為一級，維護帶寬度取20m,則工業(yè)場地壓煤面積為（400+49.3×2+20×2）×（450+49.3×2+20×2）m2。所以工業(yè)廣場煤柱損失為：P2=317019.96×7.5×1.5=356.0萬噸
2.1.6陷落柱煤柱損失
根據(jù)地質(zhì)資料可知陷落柱面積之和。即
S陷落=24320.12m2
則陷落柱煤柱損失P4=24320.12×7.5×1.5=273.6萬噸
2.1.7 其他煤柱損失
其他煤柱煤炭損失P5，按工業(yè)儲量的5%計算。
P5=18984×5%=949.2萬噸
2.1.8 總設計煤柱損失
P= P1+P2+P3+P4+ P5=2162.7萬噸
2.1.9礦井設計可采儲量
礦井可采儲量按下式計算：
式中：——礦井設計可采儲量，萬t；
——礦井工業(yè)儲量，萬t；
——可采煤柱損失，萬t；
——采區(qū)回采率，薄煤層取C=85%；中厚煤層取C=80%；厚煤層取C=75%。
經(jīng)計算，礦井設計可采量為12615.9萬t
表2-2 礦井儲量計算表
煤層
工業(yè)儲量
設計儲量
可采儲量
11-2
18984
18436
12615.9
2.2礦井可采儲量
2.2.1 礦井的工作制度
礦井設計年工作日為270天。作業(yè)方式為“四·六”制作業(yè)，即三個班生產(chǎn)，一個班檢修。每班工作六小時。
礦井每晝夜提升時間為14小時。
2.2.2礦井設計生產(chǎn)能力確定
礦井生產(chǎn)能力的確定，主要考慮以下幾方面因素：
1.儲量因素：井田內(nèi)煤層資源/儲量（111b+122b+333）為141.831Mt，設計可采儲量為126.15Mt。若生產(chǎn)能力為1.2M/a，礦井服務年限為105.12a，礦井服務年限較長，不能充分發(fā)揮當?shù)氐馁Y源優(yōu)勢；若生產(chǎn)能力為1.5Mt/a，礦井服務年限為84a，服務年限較短；若生產(chǎn)能力為1.8Mt/a，礦井服務年限為70a，礦井服務年限與礦井生產(chǎn)能力匹配，同時符合《煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范》的要求。
2.煤層賦存情況及開采條件因素：太原組煤層為厚煤層，煤層賦存穩(wěn)定，傾角一般為1～5。兩煤層間距平均為5.8m，適宜聯(lián)合布置。井田地質(zhì)構造、水文地質(zhì)條件較簡單，礦井屬低瓦斯礦井，4-1、4-2號煤層均為Ⅱ類自燃煤層，煤塵具有爆炸危險性，煤層頂板較穩(wěn)定，地溫地壓正常，開采條件較好。
3.開采能力因素：根據(jù)本礦的現(xiàn)有生產(chǎn)技術水平和管理水平，工作面宜采用綜采。
4.市場需求因素：本礦井開采4-1、4-2號煤層為氣煤，市場需求前景良好，適當加大開發(fā)力度不僅能產(chǎn)生顯著的經(jīng)濟效益，而且能產(chǎn)生較好的社會效益。
綜合考慮以上因素，礦井設計生產(chǎn)能力確定為1.5Mt/a。
2.3礦井設計生產(chǎn)能力及服務年限
礦井及水平服務年限均按下式計算：
式中：——服務年限；
——設計可采儲量，萬t；
——設計生產(chǎn)能力，萬t/a；
——儲量備用系數(shù)，取1.4。
則：礦井及水平服務年限=12615.9/150×1.4≈60年
第一水平的服務年限可依據(jù)上述公式：T1=Zk/A×R
式中： T1—第一水平的服務年限；
A、 K同上。
表2-3 礦井及第一水平設計服務年限
礦井設計生產(chǎn)能力 萬噸/a
礦井設計服務年 /a
第一開采水平設計服務年限/a
煤層傾角
〈25°
煤層傾角
25°-45°
煤層傾角
>45°
600及以上
70
35
35
35
300-500
60
30
30
30
120～240
50
25
20
15
45-90
40
20
15
15
9-30
各省自定
由表可知，煤層傾角小于25°，設計生產(chǎn)能力為6.0Mt/a以上時，礦井設計服務年限不得小于70a，第一開采水平礦井設計服務年限不餓的小于35a。
本設計中，煤層傾角小于25°，設計生產(chǎn)能力為1.5Mt/a，礦井服務年限為60a，符合《煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范》的規(guī)定。
3 井田開拓
3.1礦井開拓方式的選擇
3.1.1井筒形式
井筒形式有三種：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。
表3-1 井筒選擇表
井筒形式
優(yōu)點
缺點
適應條件
平硐開拓
井下煤炭運輸不需轉(zhuǎn)載即可由平硐直接外運，工業(yè)設施簡單，井巷工程量小，利于排水，掘進速度快，不留或少留工業(yè)場地煤柱，煤柱損失少。
受地形即埋藏條件限制。
適合煤層賦存較高的山嶺、丘陵，或溝谷地區(qū)。
立井開拓
立井的適應性強，一般不受煤層傾角、厚度、瓦斯、水文等自然條件的限制
1.施工復雜，設備多技術要求高；
2.施工困難掘進速度慢；
3.不能躲開煤層頂?shù)装搴畬印?
1.煤層埋藏較深，或沖擊層厚；
2.水文條件復雜，圍巖不穩(wěn)定需特殊施工；
3.傾斜長度大，用立井開采兼顧小開采。
斜井斜井
1.地質(zhì)條件較好井筒掘進技術簡單;
2.斜井開采每個水平井底車場易靠近儲量中心;
3.井口可靠近井田邊界，工業(yè)廣場留煤少;
4.主井做斜井時可做安全出口;
5.建井工期短;
6.可用皮帶運輸，實現(xiàn)連續(xù)運提。
受地形及煤層埋藏條件限制。
1.便于布置工業(yè)廣場和引進鐵路，
2.水文地質(zhì)條件好。
綜合開拓
可充分利用各種開拓方式的優(yōu)點。
3.1.2井口位置
井筒位置選擇要有利于減少初期井巷工程量，縮短建井工期，減少占地面積，降低運輸費用，節(jié)省投資；要有利于礦井的迅速達產(chǎn)和正常接替。因此，井筒位置的確定原則：
1.沿井田走向的有利位置
當井田形狀比較規(guī)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(wǎng)路較短，通風阻力小。
2.井筒沿井田傾斜方向的有利位置
井筒位于井田淺部時，總石門工程量大，但投資較少，建井工期短；井筒位于井田中部時，石門較短，沿石門的運輸工程量較小；井筒位于井田的下部時，石門長度和沿石門的運輸工作量大，如果煤系基底有含水量大的巖層不允許井筒穿過時，它可以延深井筒到深部，對開采井田深部及向下擴展有利。從井筒和工業(yè)場地保護煤柱損失看，井筒愈靠近淺部，煤柱尺寸愈小，再考慮整個井下運輸狀況。因此，一般井筒位于井田傾向方向中偏上的位置。
3.有利于礦井初期開采的井筒位置
盡可能的使井筒位置靠近淺部初期開采塊段，以減少初期井下開拓巷道的工程量，節(jié)省投資和縮短建井工期。
4.地質(zhì)及水文條件對井筒布置影響
要保證井筒，井底車場和硐室位于穩(wěn)定的圍巖中，應盡量使井筒不穿過或少穿過流沙層，較大的含水層，較厚沖積層，斷層破碎帶，煤與瓦斯突出的煤層，較軟的煤層及高應力區(qū)。
5.井口位置應便于布置工業(yè)廣場
井口附近要布置主，副井生產(chǎn)系統(tǒng)的建筑物及引進鐵路專用線。為了便于地面系統(tǒng)間互相連接，以及修筑鐵路專用線與國家鐵路接軌，要求地面平坦，高差不能太大，盡量避免穿過村鎮(zhèn)居民區(qū)，文物古跡保護區(qū)，陷落區(qū)或采空區(qū)，洪水浸入?yún)^(qū)，盡量避免橋涵工程，尤其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的威脅及防洪措施。
由于本井田傾角平緩，厚度變化小。故把井筒置于井田中央，即工業(yè)場地之中。
3.1.3井筒數(shù)目
為了滿足井下煤炭的提升，需設置一主井，輔助提升及進風設置一副井。因為井田面積較大，先開采第一盤區(qū),故工業(yè)廣場內(nèi)布置一風井。共計三個井筒
3.1.4方案的提出及技術比較
根據(jù)前述各項決定，本井田在技術上可行的開拓方案有下列兩種：
方案一采用雙立井開拓，較之主斜副立井而言，井筒的維護工程量就會更小，另外，井筒的長度也較小。主井采用箕斗提煤，副井用多繩罐籠，另外還有一個材料罐籠，用于運料、出矸、上下人。從技術上分析，該方案也是可行的。
方案二采用主斜副立開拓，由于表土層薄，地質(zhì)水文條件簡單，施工也比較方便，井筒的維護量也不大。主斜井600m,副立井長300m,采用膠帶輸送機運煤。因此，從技術上，該方案是可行的。
開拓方案經(jīng)濟比較
方案一、方案二的第一水平和第二水平的大巷及采區(qū)巷道布置、基建、維護費用，運輸、通風、排水、供電系統(tǒng)和設備以及風井位置、建設費用等基本一樣，因此這些不參與經(jīng)濟比較。這里只比較兩方案不同部分，即井筒和井底車場的基建費和經(jīng)營費。
表3-2 工程量
方案項目
方案一
方案二
主井井筒（m）
300
600
副井井筒（m）
300
300
井底車場（m）
1399
1036
表3-3 方案一基本建設費用表
順序
工程項目名稱
斜井單水平開拓
總工程量
（m）
單價（元·m-1）
費用
（萬元）
直接費
輔助費
管理費
合計
1
主井井筒
300
6127.0
3611.4
3452.9
14591.3
466.9
2
副井井筒
300
6127.0
3611.4
3452.9
14591.3
445.0
3
井底車場
1399
2066.1
1436.2
1085.7
4588.0
641.9
基本費
合計
1553.8
其中管理費為直接費和輔助費總和的31%。
表3-4 方案二基本建設費用表
方案
項目
立井單水平（含輔助水平）上、下山開拓
總工程量
（m）
單價（元·m-1）
費用
（萬元）
直接費
輔助費
管理費
合計
主井井筒
600
3173.0
2085.5
1630
6888.5
668.2
副井井筒
300
3171.0
2085.5
1630
6888.5
604.1
井底車場
1036
2066.1
1436.2
1085.7
4588.0
638.2
總合計
1336.5
其中管理費為直接費和輔助費總和的31%。
表3-5 費用匯總表
方案
方案一
方案二
項目
費用
（萬元）
百分率
（%）
費用
（萬元）
百分率
（%）
基本建設費
1553.8
100%
1336.5
90%
在上述經(jīng)濟比較中需說明以下幾點；
兩方案的大巷及上山的開掘量費用近似相同，考慮到全井田中大巷的開掘長度相同，即開掘總費用近似相同，故未對此進行比較計算，另外，盤區(qū)上部、中部、下部車場數(shù)目兩方案也相同，也未予以計算。
方案一、方案二的大巷、石門及盤區(qū)上山的輔助運輸費用都相同，此處也不需要進行比較。
綜合以上比較結果來看：基建總投資方案一比方案二少了巷道維護的工程量，從中明顯可以看出方案一優(yōu)于方案二，因此本設計確定選擇方案一，即：雙立井開拓，開采整個井田。
3.1.5井筒特征
一般來說，立井井筒的斷面形狀有圓形和矩形兩種，但圓形斷面的立井服務年限長，承壓性能好，通風阻力小，維護費用底等優(yōu)點，因此副井筒采用圓形斷面，主井采用半圓拱形斷面。而煤層上部距地表較淺，為便于施工和安全起見，風井采用立井，半圓拱形斷面。
3.2井筒斷面尺寸
3.2.1 主井
主井井筒采用立井形式，本設計中礦井設計年產(chǎn)量為150萬噸，所需提升量較大，因此，根據(jù)我國現(xiàn)行技術裝備，主立井中采用箕斗提煤。井壁采用混凝土及砌壁支護方式。此外，還布置有檢修道、動力電纜、照明電纜、通訊信號電纜和梯子間等設施。
3.2.2 副井
副井井筒也采用立井形式，圓形斷面，凈直徑為6.0m，井筒內(nèi)裝備一套3t雙層雙車罐籠，井壁采用鋼筋混凝土及砌壁支護方式，井筒主要用于提料、運人、提升設備、矸石等。采用金屬罐道梁，行鋼組合罐道，端面布置，罐道梁采用通梁式布置方式。副井內(nèi)除裝備罐籠外，還設有梯子間作為安全出口，并設有管子道、電纜道等設備。副井井筒斷面和井筒特征表
4 采（盤）區(qū)或帶區(qū)巷道布置及裝備
4.1 煤層地質(zhì)特征
煤層頂?shù)装鍘r石均為陸相碎屑巖，大部分地區(qū)有偽頂，巖性多為薄層粉砂巖、巖質(zhì)頁巖夾薄層煤層和煤線；直接頂及老頂巖性多為細砂巖、細粉砂巖互層或中粗粒砂巖，僅煤層頂板為砂礫巖；頂板巖性一般為鈣質(zhì)膠結及泥質(zhì)膠結，致密堅硬。在沖刷區(qū)由煤層直接頂與中粗粒砂巖接觸。底板巖石為粉砂巖或細砂巖。煤層硬度3~4。巷道傾角3o，西南高東北低，落差110m，發(fā)現(xiàn)大斷層四條，以及若干小斷層經(jīng)過。礦井瓦斯相對涌出量0.5744—1.3601m3/t ，絕對涌出量3.316m3/min，屬低瓦斯礦井。據(jù)有關地質(zhì)資料提供，本區(qū)煤層火焰長度大，有爆炸危險性，煤層爆炸指數(shù)30%。煤的自燃傾向性屬容易自燃煤層，自燃發(fā)火期為3~6個月。根據(jù)調(diào)查本區(qū)域地溫小于3℃/100m，屬正常區(qū)礦井涌水量一般在36—80m3/h，最大涌水量小于236m3/h。井田范圍煤層傾角平緩，基本在3o。確定礦井生產(chǎn)能力為150Mt/a。煤容重1.32m3/t。
4.1.1采（盤）區(qū)或帶區(qū)巷道布置及生產(chǎn)系統(tǒng)
1.盤區(qū)數(shù)目和位置
根據(jù)推薦的井田開拓方案，結合礦井的井型和工作面裝備水平，礦井達到設計生產(chǎn)能力時布置單一傾向長壁大采高綜采工作面，首采區(qū)選擇在煤層的301盤區(qū)，首采面選擇在煤層的301盤區(qū)東北部30101工作面。該盤區(qū)儲量可靠，地質(zhì)構造及水文地質(zhì)條件簡單，煤層賦存穩(wěn)定，有利于礦井達產(chǎn)和穩(wěn)定生產(chǎn)且避免小窯的影響。
2.采區(qū)運煤、輔助運輸、通風及排水系統(tǒng)
1）運煤系統(tǒng)
30101工作面：回采工作面→分帶膠帶順槽→運輸大巷→運輸石門→井底車場→主井→地面
2）輔助運輸系統(tǒng)
301工作面：地面材料及設備→副井→井底車場→軌道運輸大巷→分帶運料巷→工作面（301面）
3）通風系統(tǒng)
301工作面：地面新鮮風→副井→井底車場→輔助大巷→分帶運輸進風巷→回采工作面→分帶運料回風巷→回風大巷→回風石門→風井→地面
4）排水系統(tǒng)
301工作面：工作面→分帶運料回風巷→輔助大巷→井底水倉→副井→地面井下水處理站。
4.1.2 采（盤）區(qū)或帶區(qū)運輸設備選擇
分帶運輸巷采用膠帶輸送機SSJ-1000/200型。
分帶輔助巷采用防爆膠輪車進行人員及物料的運輸，WC20R防爆人車、WC5T防爆膠輪車。
5 采煤方法
5.1 采煤工藝方式
5.1.1 采煤方法的選擇
本井田設計煤層為8煤層，8煤層平均厚度7.5m，屬厚煤層，煤層傾角不大，屬近水平煤層?？蛇x的采煤方法有：大采高一次采全厚單一長壁采煤法；一次采全厚綜采放頂煤采煤方法。兩種方法各有優(yōu)缺點
5.1.2大采高一次采全厚單一長壁采煤法
優(yōu)點：減少了頂煤或底煤的丟失量，提高了資源的采出率，與分層開采比較，簡化了巷道布置，節(jié)省了鋪網(wǎng)工序，提高了效益。
缺點：采高越大，支架重量越大，且成非線性變化。既增加了設備投資及搬遷難度，也增加了工藝的難度。
5.1.3一次采全厚綜采放頂煤采煤方法
優(yōu)點：有利于合理集中生產(chǎn)，對煤層地質(zhì)條件有較強的適應性，有顯著地經(jīng)濟效益。
缺點：采出率較低（比分層開采低10%左右），工作面粉塵大，自燃發(fā)火、瓦斯積聚隱患較大。
結合煤層上述特點，可設計放頂煤采煤法、一次采全高和分層開采三種回采工藝，放頂煤和一次采全高都具有高產(chǎn)、高效、安全可靠、經(jīng)濟效益好、掘進率低等優(yōu)點。但是一次采全高采煤法以煤層厚度不超過5m為宜，且大采高液壓支架穩(wěn)定性較差，易傾倒；分層開采需在頂層開采后加以鋪網(wǎng)，工藝相應增多效率降低，所以設計采用放頂煤采煤法。
放頂煤采煤法具有以下優(yōu)點：
1)單產(chǎn)高，工作面內(nèi)具有多個出煤點，而且在工作面內(nèi)可實行分段平行作業(yè)，即在不同地段采煤和放煤同時進行，因而易于實現(xiàn)高產(chǎn)。
2)效率高，由于放頂煤工作面的一次采出厚度大，生產(chǎn)集中，放煤工藝勞動量小以及出煤點增多等原因，其生產(chǎn)效率和經(jīng)濟效益大幅度提高。
3)成本低，放頂煤采煤法比分層開采減少了分層數(shù)目和鋪網(wǎng)工序，由此節(jié)省了鋪網(wǎng)費用。此外，其他材料、電力消耗、工資費用等也都相應減少。
4)巷道掘進量小，掘進率和巷道維護費用減少，便于采掘接替。
5)減少搬家倒面次數(shù)，節(jié)省了采煤工作面的安裝和搬遷費用。
6)對煤層厚度變化及地質(zhì)構造的適應性強。
確定回采工作面長度、推進方向、推進度
由 L=n×B×T×η/t
式中：L——工作面長度，
n——同時放煤支架數(shù)，
T——每班工作時間，
t——每架支架放煤所需時間，
B——支架寬度，取1.5m，
η——每班工作時間利用率。
推進方向由工作面向大巷回采。
工作面的日產(chǎn)量為：
A0= A/d
式中： A0——工作面日產(chǎn)量，t；
A——礦井設計生產(chǎn)能力，150萬t；
d——年工作日，取270天。
A0 = 150×104/270=5556 t
工作面的日產(chǎn)量也可用式計算
A0= L×V0×M×γ×C0
式中： A0——工作面日產(chǎn)量，t；
L——工作面長度，180m；
V0——工作面推進速度，m/d；
M——煤層厚度，7.5m；
γ——煤的容重，1.50t/m3；
C0 ——工作面放頂煤回采率，0.75；
由以式(5-1)、(5-2)可得：
V0=A/（ Lg×M×γ×C0×d ） （5-3）
=150×104/（180×7.5×1.50×0.75×270）
=3.6m/d
采煤機的截深為0.600m，則日進刀數(shù)為：
N= V0/0.800=3.6/0.600=6
為了方便工人的工作和管理取N=6，即每天進6刀。則工作面的實際年出煤量為：
A=N×L×S×M×r×c×270×10-4（萬t/a）
式中：L——工作面長度，m
S——截深，
M——采高
R——煤的容重
C——回采率
N——采煤機日進刀數(shù)
A0 =N×L×S×M×r×c×300×10-4
=6×180×0.60×7.5×1.5×75%×270×10-4
=147.6（萬t/a）
考慮到在回采的同時，有兩個煤巷掘進頭正在掘進，在此我們?nèi)【蜻M出煤量為工作面產(chǎn)量的10%。
則礦井實際總出煤量為：
A總=A×（1+10%） （5-4）
式中: A總——礦井總出煤量，萬 t；
A——工作面實際出煤量，萬 t；
10%——掘進出煤量占工作面產(chǎn)量的百分比
A總=147×（1+10%）=161萬 t
可見161>150，所以能滿足礦井的設計生產(chǎn)能力
日推進度為：0.60×6＝3.60m ;
月推進度為：3.60×30=108m ;
年推進度為：3.60×300=1080m 。
5.1.4 回采工藝
采煤工作面采用綜合機械化放頂煤走向長壁后退式全部跨落采煤方法。工作面采用采煤機采煤、裝煤，刮板輸送機運煤，順槽使用轉(zhuǎn)載機和破碎機及可伸縮膠帶輸送機，切眼用液壓支架，頂板隨液壓支架的前進而跨落。
1)進刀方式：采用端部斜切割三角煤進刀。
2)進刀方法：機組割透機頭（機尾）煤壁后，將上滾筒降下割底煤，下滾筒升起割頂煤，采煤機反向沿溜子彎曲段斜切入煤壁；采煤機機身全部進入直線段且兩個滾筒的截深全部達到0.600 米后停機；將支架拉過并順序移溜頂過機頭（機尾）后調(diào)換上、下滾筒位置向機頭（機尾）割煤；采煤機再次割透機頭（機尾）煤壁后，再次調(diào)換上、下滾筒位置，向機尾（機頭）割煤， 開始下一個循環(huán)的割煤，割過煤后及時拉架、頂機頭（機尾）、移溜。機組進刀總長度控制在50m 左右。
5.1.4 工作面端部割三角煤斜切進刀示意圖落煤方法
采用MLS3-340型雙滾筒采煤機割煤，選取低位放頂煤支架，支架尾梁擺動插板伸縮放頂煤。采煤機端頭斜切式進刀，雙向割煤，往返一次進兩刀，兩刀放一次頂煤,其中割煤高度3m，放煤高度平均4.5m。
1)裝煤方法
利用采煤機螺旋滾筒配合刮板輸送機鏟煤板裝底煤。后部刮板輸送機運頂煤。前后兩部刮板輸送機平行運煤集中到順槽運輸機外運。
2)運煤方法
工作面采用SGZ764/264型刮板輸送機運煤。SZZ730/132型轉(zhuǎn)載機轉(zhuǎn)載，運輸平巷采用STJ1000/2×160輸送帶運煤。
3）支護方法
工作面采用ZFSB3200/16/28型放頂煤液壓支架跟機移架支護方式支護，上、下端頭采用雙銷頂梁配合單體柱支護。上下順槽采用十字交接頂梁配合單體支柱支護。
4）放煤
頂煤由頂板壓力，支架反復支撐，尾梁上下擺動等綜合方式進行松動，支架收回插板，下擺尾梁放煤。根據(jù)工作面情況，本工作面為一次采全高工作面，采用兩刀一放。放煤時，從工作面一端開放煤口，一次放出頂煤。
工作面推采出切眼，架后頂煤冒落即開始放煤，放煤要從工作面一端開始單向進行，按順序一次放出頂煤。在推采過程中注意觀察頂板情況，若工作面推采出切眼后15m，頂板不落，必須采用放震動炮的方式崩頂，迫使頂板下落。
5)工藝流程
割煤→移架→推前溜→割煤→移架→放煤→推前溜→拉后溜。
5.1.5采煤設備選型
1. 采煤機
采煤機選型計算
1）采煤機平均割煤速度
8煤采煤機平均割煤速度
8煤煤厚為7.5m，采用放頂煤工藝，采3m，放4..5m，
V=Qd（L+I）/(60×3T×K×L×H×B×γ×C)
式中：V——采煤機平均割煤速度，m/min；
Qd——工作面日產(chǎn)量，5556t，因其是放頂煤，故為5556/3=1852t；
L——工作面長度，180m；
I——采煤機開缺口行程，取50m；
T——每班工作時間，取6h；
K——工作面開機率，取0.6；
H——工作面平均采高，取3m；
B——采煤機截深，取0.6m；
γ——煤層容重，1.5t/m3；
C——工作面回采率，93%
則8號煤采煤機的平均割煤速度
V=1852(180+50)/(60×3×6×0.6×180×2×0.6×1.5×0.93)
=2.1m/min
2）采煤機生產(chǎn)能力
8號煤正常開機時理論生產(chǎn)率Q
Q=60×H×B×V×γ×C
則8號煤的正常開機時的理論生產(chǎn)率Q=203.89t/h
式中：Q——正常開機時理論生產(chǎn)率，t/h；
V——采煤機平均割煤速度，2.1m/s
根據(jù)以上計算，選擇MLS3-340型采煤機。
采煤機選用MLS3-340型雙滾筒采煤機割煤采用雙滾筒采煤機，結合可供選擇的采煤機的參數(shù)，暫且選用MLS3-340型采煤機，滾筒直徑1500 mm,截深600mm。
表5.1 采煤機技術特征
型號
MLS3-3`40
生產(chǎn)能力/t·h-1
203
采高/m
1.6~3.0
傾角/°
0~30
硬度/f
2~4
滾筒直徑/m
1.5
截深/m
0.60
牽引速度/m·min-1
0~9.3
外形尺寸/mm
7800×2113×1400
功率/KW
2×170
電壓/V
660/1140
2.刮板輸送機
刮板輸送機選型計算
1）前刮板輸送機選型。
8煤工作面刮板輸送機運輸能力取1.2倍采煤機平均生產(chǎn)能力，即
Qc=Q×K 經(jīng)計算的Q=244.668t/h
式中：Q —— 正常開機時理論小時煤量，Q=203.89t/h
K —— 刮板輸送機運輸富裕系數(shù)取1.2。
考慮設備可靠性，刮板輸送機運輸距離要接近工作面設計長度180m，故設計確定運輸能力為600t/h。配選用SGZ764/264型輸送機。
刮板輸送機輸送能力要與采煤機生產(chǎn)能力相匹配；外形尺寸要與采煤機相匹配。
2）后刮板輸送機選型。8號煤采用放頂煤方法，所以需要后刮板輸送機。因為后刮板輸送機主要運送放頂煤，按采放比計算單位時間放頂煤量為綜采煤量的2倍。所以后刮板輸送機運輸能力至少是前刮板輸送機的2倍，可知分別為：
8煤：Qc=Q×K=489.336t/h
Q——前刮板輸送機的運輸能力下限，244.668t/h；
K——系數(shù)2
考慮設備可靠性，刮板輸送機運輸距離要接近工作面設計長度180m，故設計確定運輸能力為600t/h。配選用SGZ764/264型輸送機。
前后刮板輸送機選用同一型號SGZ764/264
表5.2 刮板輸送機的技術特征
輸送機型號
SGZ764/264
設計長度/m
200m（可加長）
運輸量/(t·h-1)
600
鏈速/(m·s-1)
0.95
電動機額定電壓/V
1140/660
刮板鏈型式
中雙鏈
中部槽長×寬×高/(mm×mm×mm)
1500×764×222
鏈條規(guī)格Φd×t
26×92
鏈條規(guī)格Φd×t
26×92
3.轉(zhuǎn)載機
轉(zhuǎn)載機型號選取SZZ730/132
表5.3 轉(zhuǎn)載機技術特征
型號
輸送量t/h
設計長度m
裝機功率/KW
中部槽內(nèi)寬mm
刮板鏈型式
SZZ730/132
800
40
132
680
中雙鏈
4.帶式輸送機
帶式輸送機型號選取STJ1000/2×160.
5.液壓支架選型
選用ZFSB4000/55/78放頂煤液壓支架，其技術特征見
表5.4 放頂煤支架技術特征
型號
ZFSB4000/55/78
煤層傾角(°)
0~30°
支護高度(mm)
5500-7800 mm
支架工作阻力
3126 KN
初撐力
?2486
支護強度
0.55Mpa
對底板最大比壓
1.08Mpa
外形尺寸（長×寬×高）mm
5750×1428×1600
簡短說明：適用于煤質(zhì)松軟、受擠壓嚴重、極易冒落的煤層。煤層厚度6-15米。
6.回柱絞車選取JH-14型回柱機
回柱絞車選取JH-14型回柱機
表5.5 回柱機技術特征表
型號
JH-14
平均繩速m/s
0.10
牽引力KN
140
傳動比
250
電機型號
YB2-200L1-6
電機功率KW
18.5
電壓/V
660/1140
外形尺寸
2255×727×850
7.乳化液泵
乳化液泵選取BRW200/31.5型乳化液泵
表5.6 乳化液泵技術特征表
乳化液泵型號
BRW200/31.5
公稱流量L/min
200
工作壓力MPa
31.5
柱塞直徑mm
40
柱塞數(shù)
5
往返次數(shù) 次/min
552
電機功率KW
125
液箱容積L
1500
5.1.6支架選型及校核
1.支架選擇
1）支架規(guī)格質(zhì)量要求：
① 初撐力不低于規(guī)定值的80%（25MPa）。
② 支架排成一條直線，其偏差不超過正負50mm。中心距不超過正負100mm。
③ 支架與運輸機垂直，偏差小于±5o，支架與頂板接觸嚴密，與頂板平行支設，不前傾后仰。
④ 及時移架，端面距≤340mm，前梁前端至煤壁頂板冒落高度不大于300mm。
⑤ 支架完好，不漏液、不竄液，推移、護幫、側護等各部件完好，能正常使用。
⑥ 支架編號管理，實行分段包機責任制管理。
⑦ 支架內(nèi)無浮塵、浮矸堆積，活柱，缸臺和閥體無煤塵堆積。
⑧ 相鄰支架錯距不超過頂梁側護板地2/3。
支護強度與工作面礦壓相適應；支架結構與煤層賦存條件相適應；支護斷面與通風要求相適應。
根據(jù)以上原則以及本設計礦井的實際情況，確定選擇ZFS4000/55/78型放頂煤液壓支架。ZFS4000/55/78型放頂煤液壓支架的技術特征見.
表5.7 ZFS4000/17/35液壓支架技術特征表
型號
ZFS4000/55/78