第三节 井田开拓
根据本井田煤层埋藏深度在350～700米之间的情况，矿井开拓方式考虑三个方案： I方案：立井——单一水平方案，即主井和副井井筒开凿到±0米，在±0米水平上布置主要运输大巷，有点是F6断层以东均采用上山开采。煤层倾角较大的南一、南二采区上山运输方式可采用自溜运输。开采上限+100米的东一采区运输机上山内胶带输送机长度只有250米。因此，本方案井下运输简单，运输环节少，井巷工程量也省；缺点是与ⅠⅡ方案相比较井筒多开凿480～400米。
Ⅱ方案：立井——集中下山开拓方式。即主井和副井井筒开凿到200米.在200米标高设置运输井底车场和装载峒室及煤仓，主要大巷设在±0米水平。在+200m 标高开凿两条集中下山。±0米主要运输大巷的煤经集中皮带下山直接进入设在+200米水平的主井装载峒室内。+200米水平的设备、材料和人员经集中轨道下山放到±0米水平。优点是由于主井井底同+200米车场同一标高，可取消主井井底清扫斜巷系统和主井车线，与Ⅰ方案相比较井桶减少掘进480米，缺点是煤和辅助运输增加了一个转载环节；集中皮带下山长度为1160米，倾角16度，运输机选型较困难。
III方案：立井——采区下山开拓方式。主井和副井井筒开凿到+200米，在+200米水平设主要运输大巷，对东一和南二采区进行下山开采。优点是井筒少，掘进400米；缺点是井巷工程量大，运输环节多，运营费大。
经技术比较，I方案比Ⅱ、III方案井巷工程量少,井下运输简单,电耗少。因此，推荐I方案，即立井——单一水平方案。
第四节 井筒
全井共有三个井筒，主、副井为立井，风井为斜井。 １. 井筒的布置及装备
1.1主井：净直径5.0米，井筒内装备一对9吨箕斗，专供提煤。井筒内铺设信号电缆，采用钢丝绳罐道。
1.2 副井：净直径6.0米，装备一个1吨矿车双层4车普通罐笼和一个加宽罐笼，加宽罐笼可以多乘人，又能适应下大件设备的升降，采用组合罐笼，滚动罐耳。井筒内设有梯子间、排水、压风管路及井下动力和通讯电缆，兼作入风井。
1.3 风井：净断面11.5米2，井筒倾角30°，专做回风井，井筒设有洒水及消防管路，设台阶，兼作安全出口。
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第五节 井底车场
根据井筒与运输大巷的相对距离、运输方式，井底车场采用折返式。井底车场年通过能力为矿井生计生产能力的169%。
车场硐室：副井井筒附近又等候室、中央变电所、水泵房；主井附近设有卸载硐室、煤仓及箕斗硐室。井底煤仓为净直径8米的筒仓，容量为1000吨。
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第三章 大巷运输及设备
第一节 运输方式的选择
±0水平运输大巷采用三吨侧底卸式矿车运煤，辅助运输用一吨固定式矿车，由10吨架线电机车牵引列车。
南二、西二和东一采区的煤分别经采区溜煤上山和运输机平巷进入采区煤仓，煤仓下部设装车站。装车站线路布置采用尽头式，用调度绞车调车。
每个采区轨道上山的上、中、下均设有1吨矿车辅助运输车场。南二、西二和东一采区回采面回风顺槽分别设单轨吊和调度绞车，以运输材料和设备。
±0井底车场设有人车线；各采区的人员用人车运送；±0运输大巷和采区轨道上山分别平巷人车和斜巷人车。
运输大巷铺设双轨，其巷道净段面积为14.8㎡，运输大巷支护方式采用联合支护方式、锚杆、锚索、网喷射混凝土和料石砌镟。巷道坡度为4‰，坡向井底车场。
主要运输巷铺设43千克/米钢轨和混凝土轨枕；采区轨道上山和工作面回风顺槽分别采用24千克/米钢轨和18千克/米钢轨。
采用此种运输方式时，大巷运输能力计算如下：
A?60?16?330??60?16?330?N?G104?K1?1?R??T10?2.9
104?1.15??1?0.2??4?166.43万吨/年式中：N— 每列车矿车数 辆/列 G— 每辆车载煤量
T/辆
R— 通过大巷运输矸石、材料、设备人员等占原煤运量比重 T— 大巷中相邻两列车间隔时间 经过计算大巷运输能力满足生产要求。
第二节
运输设备选型
min/列
运输大巷运输列车的组成是按重列车上坡启动，下坡制动及牵引电动机发热条件进行计算确定的。经计算，三吨侧底卸式每列为13辆，一吨运矸每列为20辆，平巷人车每列为10辆车组成。
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运输能力计算，需要六台ZK10-5/550型架线电机车正常工作，另有两台备用，总计八台。变流室设备选用GTA-200/600-KY型成套硅整流装置两台，其中一台工作，一台备用。接触线选用GLCB-85/173型钢铝电车线。 一、确定车组中的矿车数 1、按粘着条件计算
?????1?Wzh?ip?0.11a????
10?0.24???1??26?3?1.7?0.0105?0.003?0.11?0.04?n?pG?G0式中：P— 机车质量 10T G— 矿车载重 3T G0— 矿车质量
1.7T
? — 粘着系数 0.24
W’ZH— 重列车起动的阻力系数 0.0105 iP— 轨道的平均坡度 3‰ a— 列车起动的加速度 2、按牵引电机温升条件计算
查得机车的长时制牵引力，Foh=4330N，长时制速度16km/h,取W2h=0.007，idx=0.002,a =1.15,θ=10 T=t2h+ tk =I=
2?80L2*80*2.1??21 voh160.04m/s2
21?0.68
21?101n=
G?G0??F0h?p? ????1000aI?W2h?idx??g?=
?1?4330?10???17
3?1.7?1000?1.15?0.68?0.07?0.002??9.8?式中：W2h-重列车运行的阻力系数 idx — 等阻坡度 A — 调车系数
θ — 列车往返一个循环的休止时间 min
9
T—列车往返一次的运行时间 min
t 2h·tk—重、空列车的运行时间 min
I?T T??3、按制动条件计算
v2162b?0.03858??0.03858??0.24
l40?????0.11b?W?ip?1??2h??
10?0.17???1??14?3?1.17?0.11?0.24?0.007?0.003?pn?G?G0b — 列车制动时的减速度
?— 列车制动时电机车粘着系数 L — 规程规定机车制动距离 M 4、确定列车组成
由以上计算看出，按制动条件求得的矿车数最少。根据采区实际条件及相关因素，最后确定三吨底卸矿车组中的矿车数为13辆/列。 二、电机车台数计算
z1?60Tb60?7.5??14.5次/台?班 T??21?10zb?K1?K2?ApnG?1.35?1.1?1213?61次/班
10?3故N=1.25?Zb61?1.25??5.26台 Z114.5经过计算，大巷电机车台数为6台。 K1—运输不均匀系数 K2—矸石系数 Ap—采区每班运煤量 n—车组中矿车数 G—矿车中货载质量
θ — 列车往返一个循环的休止时间 min
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