1、1前言在当今科技经济发展的新形势下，煤炭开采技术的研究必须面向国内国外两个市场、面向经 济建设主战场，立足于煤炭开采技术的前沿，立足于中国煤炭发展战略所必要的技术储备， 立足于煤炭工业中长期发展战略所必须的关键技术的攻关，立足于煤炭工业工程实际问题的 解决，重点从事中长期研究开发和技术储备，跟踪产业科技前沿，开发有自主知识产权的以煤矿开采技术及配套装备为主导的核心技术，占领技术制高点。采煤方法和工艺的进步和完善始终是采矿学科发展的主题。采煤工艺的发展将带动煤炭开采 各环节的变革，现代采煤工艺的发展方向是高产、高效、高安全性和高可靠性，基本途径是 使采煤技术与现代高新技术相结合，研究开发强力、高
2、效、安全、可靠、耐用、智能化的采 煤设备和生产监控系统，改进和完善采煤工艺。在发展现代采煤工艺的同时，继续发展多层次、多样化的采煤工艺，建立具有2中国特色的采煤工艺理论。我国长壁采煤方法已趋成熟，放顶煤采煤的应用在不断扩展，应用水平和理论研究的深度和广度都在不断提高，急倾斜、不稳定、地质构造复杂等难采煤层采煤方法和工艺的研究有很大空间，主要方向是改善作业 条件，提高单产和机械化水平。开发煤矿高效集约化生产技术、建设生产高度集中、高可靠性的高产高效矿井开采技术。以提高工作面单产和生产集中化为核心，以提高效率和经济效益为目标，研究开发各种条件下 的高效能、高可靠性的采煤装备和工艺，简单、高效、可靠
3、的生产系统和开采布置，生产过 程监控与科学管理等相互配套的成套开采技术，发展各种矿井煤层条件下的采煤机械化，进一步改进工艺和装备，提高应用水平和扩大应用范围，提高采煤机械化的程度和水平。3第一章 资源概况1.1 井田概况1.1.1 位置与交通煤矿位于内蒙古自治区阿拉善左旗境内 矿区立新井田1417 勘探 线。井口距乌巴公路 1km 为沙石路，距巴彦浩特 镇45km，距乌 海市 103km，距宁夏银川市 167km，均为柏油路面，交通十分便利。详见交通位置图 1-1-1。1.1.2 地理及气候条件该井田位于贺兰山中部矿区立新井田 1417 勘探线，海拔标高在+1975m+2263m 左右，地势为
4、中部高， 东西部略低。境内除确台沟一带有少量黄土覆盖外，其余皆为岩石裸露是切割剧烈的地带。区内无地表径流，确台沟位于井田北部，为矿区内最大的谷地，平日无水，雨季可汇集确台沟、哈沙图沟、炭窑沟形成洪流。4本区终年干旱、雨量稀少，属于高山大陆性气候，气温变化大。全年最高温度为 25，最低气温为-314。年最大降雨量296.7mm，年最大蒸发 量为 2618.7mm，为降雨量的九倍，雨量多集中在 78 月份。结冰期为半年，从 10 月份至翌年 4 月份，最大冻深 1.5m，最大 风速 34m/s。依据中国地震动参数区划图GB-18306-2001,本区地震动峰值加速度(g)为 0.20。比照中国地震
5、烈度区划图（1990），地震烈度为 8 度。1.1.3 区域经济状况本区煤炭资源丰富，当地居民以产煤、放牧为主，劳动力较缺乏。建筑材料除木材、钢材需由外地调入外，水泥及砖、瓦、砂、石均可在矿区内就近解决。1.1.4 水源、电源矿井用水可利用该矿自备水井，水量和水质均可满足矿井生活用水需要，工业用水可利用井下排水解决。6kV 双回路供电电源一回引自太西煤集团兴泰发电厂 6kV 侧，导线 LGJ-120，距离 1.4km；另一回引自古拉本 35kV 变电站 6kV 侧，导线 LGJ-120，距离 2.1km。双回电源一回工作，一回 备用，当一回故障时，另一回可满足全负荷用电。51.2 地质特征1.
6、2.1 地质特征煤矿位于 矿区立新井田 1417 勘探线，地层走向为东北西南， 倾向西北，倾角 5563，构造较简单。1.2.2 煤系及煤层本区含煤地层为下侏罗统汝箕沟组，平均厚度 227m，呈角度不整合于三迭统之上，其上连续沉积中侏罗统木葫芦沟组，厚320m，上侏 罗统确台沟组厚 800m。寒武系灰岩及前震旦纪花岗麻岩，在矿区西部逆于侏罗系之上，第四系冲积洪积层存在于沟谷间或呈阶地存在。下侏罗系含煤 11 层，即：一、二 1 上 、二 1 、二 2、二 3、二 4、三、四、五、七 1、七 2。含煤地层总厚度 197m，煤层总厚度 26.42m，含煤系数 0.13。在 1417 勘探 线之间有
7、二 1、二 3、二 4 等三层大部可采，二 1 上 、二 2 局部可采。二 1 上 在 14 线以南 1300m 范 围内局部可采，二 2层在 16 勘探线以南 2500M 的范围内局部可采。井田内煤层特征见下表 1-2-1。6煤层特征表表 1-2-1煤 层 厚度 煤 层结 构 顶 、底板岩性煤 层编 号 最小 最大平均类 型 夹 矸 层 数 顶 板 底板煤 层间 距(m)稳 定程度二 1 上 1.212.611.91 简单 23 粉砂岩 粉砂岩 较稳 定二 1 2.928.505.71 简单 15 粉砂岩 粉砂岩 较稳 定二 2 0.692.011.35 复 杂 37 粉砂岩 细 砂岩 稳
8、定二 3 2.53.412.95 简单1 层局部略多粗砂岩 粉砂岩 不 稳 定二 4 1.302.051.68 简单 2 粗砂岩 粉砂岩4107202422364.5687 较稳 定1.2.3 煤质情况本井田煤种属低灰、低硫、低磷、高发热量优质无烟煤，各层煤煤质特征见表 1-2-2。煤质特征表表 1-2-27煤 层编 号原煤硫分Std（%）原煤 发热 量Qd（KJ/g）原煤灰分Ad（%）挥发 分（精煤）Vdaf（%）二 1 上 026 34.2232.9633.8(6) 12.085.268.98(10) 6.324.965.57(9)二 1 014 33.2330.0432.23(11) 1
9、4.336.119.51(23) 10.185.066.69(23)二 2 032 35.2829.7732.74 15.423.008.61(20) 10.184.306.24(20)二 3 020 34.3631.8133.26(8) 16.975.438.89(17) 6.924.885.27(17)二 4 028 34.1725.7732.35(8) 27.036.129.82(14) 10.524.355.90(14)1.3 开采技术条件1.3.1 瓦 斯根据 2007 年度矿井瓦斯等级鉴定报告：瓦斯相对涌出量 36.72m3/t，瓦斯绝对涌出量 7.65m3/min；二氧化碳相对涌
10、出量 3.65m3/t，二氧化碳绝对涌出量0.76m3/min；故属高瓦斯矿井。1.3.2 煤尘：根据 2004 年矿井二 1、二 2 煤层煤尘爆炸性鉴定报告，煤尘 无爆炸性。1.3.3 煤的自然：根据 2004 年矿井二 2 煤层煤炭自燃倾向性鉴定报告， 煤 层自燃发火倾向性属不易自燃。1.4 水文地质8本区气候干燥，雨量稀少，井田范围内无地表径流，降雨后部分渗入地下，部分汇集哈沙图沟，然后流出矿区外，地下水的补给来源主要为降水，水文地质条件简单。根据上部矿井现生产过程中的涌水资料，深部正常涌水量按30m3/h，最大涌水量按 60m3/h 考虑。1.5 存在的主要问题及建议1、 井田地质勘探
11、程度较低，各煤层分布极不稳定。根据储量核实报告，共 获得保有资源储量 926 万吨，其中控制的经济基础储量（122b）25 万吨，只占 0.027；推断的内蕴经济资源量（333）367万吨，占 39.63；预测的资源储量（334）？534 万吨，占 57.66。这给矿井开采带来一定的风险，故须作进一步勘探工作。2、 储量核实报告中对矿井的正常涌水量和最大涌水量未作预测，建议在建 设过程中进一步准确测定涌水量数据，以便选择合理的排水设备，保证矿井的安全生产。3、本矿井储量核实报告中瓦斯资料陈旧，对本矿井现开采无实际指导意义，建议矿方在技改过程中揭露煤层后即请有资质检测单位实测矿井的瓦斯涌出量，并
12、出具瓦斯等级鉴定报告。4、矿区范围内有大量分散的旧井及采空区，建议矿方进一步调查采空区的分布及积水、有害气体存积和塌陷等情况，为保证矿井安全提供可靠依据。并对旧井筒封堵、填实。95、建设单位提供的各煤层底板等高线图及地形地质图坐标网格扭曲，不能准确给出开拓位置各点坐标，故矿方须在技改前重新提供基础资料图纸，如与本设计有较大出入，需对设计进行修改。6、以往施工的钻孔封孔质量较差，技改及生产过程中应注意钻孔导通上、下含水层，免造成突水事故。第二章 井田开拓2.1 井田境界及储量2.1.1 井田境界根据内蒙古自治区国土资源厅划定矿区范围批复，矿区范围由 12 个拐点圈定，开采标高由 1800 米至
13、1650米标高。井田走向长 3.05km，倾斜宽 0.3km，井田面积 0.539km2，拐点坐标见表 2-1-1。井田境界拐点坐标（1980 西安坐标系）表表 2-1-1拐点编 号 X Y拐点编 号 X Y1 4324339.00 35590055.00 7 4326265.00 35591855.00102 4324640.00 35590430.00 8 4326565.00 35592130.003 4324950.00 35590670.00 9 4326350.00 35592290.004 4325340.00 35590930.00 10 4325186.00 35591064
14、.005 4325765.00 35591395.00 11 4324510.00 35590385.006 4325875.00 35591350.00 12 4324300.00 35590070.00由于批复井田范围未能涵盖批复开采标高内所有煤层；以及井田西部批复开采标高 1800 米上部至 1900 米尚有多个煤层可采，且无矿权设置，故矿方正在积极争取修改井田境界，以期达到在批复井田走向范围内井田境界能够涵盖 1650 米标高以上所有可采煤层。此次设计为避免煤炭资源的浪费和其它方式开采带来的重复投资暂以上述思路布置井田开拓系统。2.1.2 资源/储量矿井保有储量 1273 万吨，采区回
15、采率厚煤层按 75%、中厚煤层按 80%、薄煤层按 85%计算，经计算矿井设计可采储量为 884.8万吨。见表 2-1-2。矿井储量计算表表 2-1-2煤柱 损 失层别煤 层厚度（m）容量保有储 量（万吨）井田边 界 采区 井筒、大巷回采率（%）可采 储 量（万吨）11二 1 上 1.91 1.38 83.66 6.9 3.16 4.27 85 58.93二 1 5.71 1.38 654.79 55 9.5 12.76 80 472.67二 3 2.95 1.39 313.16 25.5 4.9 6.64 85 234二 4 1.68 1.39 159.64 43.1 28 3.78 85
16、118.63合 计 1273 884.82.1.3 安全煤柱留设根据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程及煤矿安全规程经计算各类保护煤柱留设如下：1、井田边界留设 20m 保护煤柱。2、井筒及工业场地保护煤柱留设计算按表土段 45、基岩段按移动角 65计算确定，基本维护带宽度按 15m。3、大巷石门之间留设 20m 的保护煤柱，外侧留设 20m 保护煤柱。4、工作面条带间留设 15m 保护煤柱。5、采空区外围留设 30m 宽保护煤柱。6、煤层露头留设 50m 宽保护煤柱。2.2 第二节 矿井设计生产能力及服务年限2.2.1 矿井工作制度矿井设计年工作日 330d，每日四班作业，其
17、中三班生产，一班准备，每日 净提升时间 16h。122.2.2 矿井设计生产能力经过分析矿井的煤层赋存条件、可采储量、技术装备等因素，本次优化初步设计仍保持原初步设计确定的矿井生产能力0.30Mt/a。2.2.3 矿井服务年限矿井服务年限：TZ/KA式 中：T矿 井服务年限，年；Z矿 井可采储量，万吨；A矿井设计生产能力，万吨/年；K储量备用系数，取 K1.4。按矿井设计生产能力 0.30Mt/a 计算，列式 计算如下：TZ （AK）=884.8(301.4)= 21(a)2.3 井田开拓2.3.1 井口与工业场地位置选择原初步设计根据对井田地面地形、外部条件、资源状况、矿井规模、投资 等影响
18、因素分析，确定主、副井口与工业场地位置选择在井田西北侧距离井田境界约 600m800m 处。该处较为平坦，便于布置工业广场，场地平整工程量小，井口在乌巴公路边，修路工13程量极小。2.3.2 井田开拓方案由于本井田内原有井筒均为岩石巷道，倾角适宜，利于提升及行人；且使用年限较短、维护状况较好，为减小矿井投资、缩短建设工期、充分利用现有设施，故设计确定利用原有井筒。矿井开拓方式为斜井开拓，分别设主斜井、副斜井、南风井（原哈沙图主井）、北风井(原炭窑沟主井），均为矿 井已有井筒。同时简化开拓系统、便于安全管理，关闭废止原哈沙图风井等井田内其它井筒。全井田划分为三个采区，分别为南采区、中采区、北采区
19、。矿井采用分区式通风，南风井服务于南采区和中采区，北风井服务于北采区。前期开采南采区，之后为中采区，最后为北采区。故北风井临时封闭，待准 备北采区时再行开启。在主、副井底，沿煤层倾向分别掘 1650m 水平主运输石门和辅助运输石门；沿煤层走向掘 1650m 水平主运 输大巷。沿煤层倾向掘1780m 辅运石门，井田南部沿煤层走向掘 1850m 水平辅助运输大巷，并通过 1780-1850 材料、行人上山与 1780m 辅运石门连通。开采南采区时 1850m 水平辅助运输大巷作为辅 助运输大巷，开采中采区时作为回风大巷；井田北部沿煤层走向掘 1780m 水平辅助运输大巷，开采北采区时作为辅助运输大
20、巷。前期开采南采区 1850m1900m 区段时，为缩短投产工期，井14田南部沿煤层走向掘 1780m 集中运输大巷，并与中采区煤仓连接。开拓方式平、剖面图分别见图 2-3-1、图 2-3-2。2.3.3 水平划分依据煤炭工业矿井设计规范（GB50215-2005），急 倾斜煤层阶段垂高宜为 100250m，并根据煤层赋存条件、开采技术与装备水平，确定矿井设一个开采水平，水平标高为+1650m。2.3.4 采区划分根据煤层赋存情况，全井田按煤层走向划分为三个采区，分别为南采区、中采区、北采区。2.3.5 首采区选择南采区 1850m1900m 区段回采工作面及各系统已形成，有利于快速投产，故将
21、南采区作为首采区。六、开采顺序采区接替顺序为南采区中采区北采区。采区内采用由上而下的开采顺序，即先采最上区段，依次下行；同一区段内先采上部煤层，后采下部煤层。2.4 井 筒2.4.1 主斜井井口坐标为 x：4325942，y：35590187，z：1975.448，井筒方位角151253920，倾角 25，斜长 836m，井筒净断面 13.67m2，表土段混凝土砌碹支护，厚度为 350mm；基岩段锚喷支护，喷浆厚度为100mm。井筒内 铺设双 轨，使用箕斗提升煤炭。 设计井筒内布置有消防洒水管路、排水管路、压风管路，并布置有电缆、通讯线路等。主斜井兼作进风和安全出口，井筒内砌筑台阶和扶手。2.
22、4.2 副斜井井口坐标为 x：4325767，y：35590374，z：2004.363，井筒方位角1253920， 倾角 25，斜长 838m，井筒净断面 6.1m2，表土段混凝土砌碹支护，厚度为 350mm；基岩段锚喷支 护，喷浆厚度为100mm。副斜井承担全 矿井运送人员、提矸、运输材料及设备任务，同时兼作进风和安全出口，敷设消防洒水管路、信号、通信电缆。井筒内砌筑台阶和扶手。2.4.3 南风井南风井位于技改井南采区北部，为主斜井，倾角 25，井口坐标为 x：4325064，y：35590163，z：2061.8，井筒方位 1352727，斜 长501m，井筒 净断面积 7.8m2，表土
23、段混凝土砌碹支护，厚度为350mm；基岩段锚喷支 护，喷浆厚度为 100mm。南风井承担中采区及南采区回风任务，同时兼作安全出口。井筒内砌筑台阶和扶手。井 筒 特 征 表16表 2-4-1 井口坐 标井筒深度及斜 长 (m)井筒 宽 度 (m) 井筒断面 (m2)井筒名称 纬 距X(m)经 距Y(m)井口 标高(m)施工方位(度 )井筒 倾角(度 )深度斜 长 净宽掘 进宽净 掘支 护材料井筒装 备主斜井 25942 90187 1975 12539 25 325 836 4.8 5.0 13.67 15.2 锚喷双 钩箕斗副斜井 25767 90374 2004.4 12539 25 354
24、 838 2.4 2.54 6.1 6.6 锚喷单钩串 车副斜井 25767 90374 2004.4 12539 25 354 838 2.4 2.54 6.1 6.6 锚喷单钩串 车南 风 井 25064 90163 2061.8 1352727 25 211.8 501.2 3.0 3.2 8.0 8.8 锚喷北 风 井 26730 91748 2013.5 1431448 25 163.5 386.9 3.0 3.2 8.0 8.8 锚喷2.4.4 北风井北风井位于技改井北采区北翼，为原炭窑沟矿主斜井，倾角25，井口坐标为 x：4326730、y：35591748、z：2013.415
25、，井筒方位1431448，斜长 551m，井筒净断面积 7.8m2，表土段混凝土砌碹支护，厚度为 350mm；基岩段 锚喷支护，喷浆厚度 为 100mm。北风井承担北采区回风任务，同时兼作安全出口，井筒内砌筑台阶和扶手。172.5 井底车场及硐室2.5.1 井底车场型式的选择本设计在 1650 水平设井底车场，根据矿井的开拓布置采用环型井底车场，并利用石门作为调车线。2.5.2 井底车场的硐室布置井底车场附近布置中央水泵房、中央变电所、水仓，消防材料库、 调度室等 硐室。1、水仓布置及容量计算，水仓的清理方式（1）水仓容量的计算Q=8Q2式中：Q：水仓容量，m 3Q2：矿井正常涌水量，为 61
26、m38：8 小时Q=488m3（2）水仓断面 F 净 取 5.93m2，掘 进断面 F 掘 =8.07m2，水仓用料石三心拱,拱壁支护厚度均为 250mm。（3）水仓长度计算：L=Q/F 净式中：L ：水仓长度；Q：水仓容量，为 488m3；18F 净 ：水仓净 断面， 为 5.93m3。L=83m考虑到本井田内小窑分布广，开采范围深，不可避免的有大量积水，所以，井底水仓 的设计长度为 130 米。（4）水仓清理：水仓清理采用人工清理，矿车装运，由调度绞车提升到井底车场。2、井底煤仓的形式、容量、清理撤煤方式根据本设计井底车场布置特点，井底煤仓采用斜煤仓，煤仓容量为：Qmc=（0.150.25
27、）Amc=0.251000=250 吨式 中：Qmc井底煤 仓有效容量； m3Amc矿 井设计日产 量；t0.150.25 系数，大型矿取小值，小型矿取大值。煤仓形状为园形，直径 3m，断面 7.7m2，倾角 60，斜长 46m。据调查斜井箕斗的撤煤量一般为 2左右，本设计利用斜井下部一段井筒作为煤泥沉淀池，用人工装入箕斗进行定期清理。3、中央变电所及中央水泵房中央变电所及中央水泵房布置于主井井底南侧，中央水泵房、变电所采用联合布置方式。中央水泵房、变电所净宽 4m，净高193.6m，净断面积 12.7m2，半圆拱断面，混凝土砌碹支护；中央水泵房、变电所通道及管子道净宽 3m，净高 2.9m，
28、净断面积 7.7m2，半圆拱断面，锚喷支护。管子道与主井连通，排水管路沿主井敷设。4、井下消防材料库井下消防材料库位于主井井底南侧，巷道净宽 3m，净高2.9m，净断面 积 7.7m2，半圆拱断面， 锚喷支 护。5、爆破材料库本矿井由于产量较小，井下爆炸材料消耗量较少，故井下不设爆炸材料库及爆炸材料发放硐室。爆炸材料在运输过程中严加管制。2.5.3 井底车场主要巷道和硐室的支护形式及支护材料根据 6 号钻孔、21 号钻孔及勘探线剖面图等资料的分析，主要巷道和硐室主要布置在粗砂岩、细砂岩以及粉砂岩中。因此本设计对井底车场的主要巷道采用锚喷支护。考虑到围岩情况、硐室的用途、断面大小等因素，对煤仓及
29、装载硐室采用混凝土砌碹支护；对中央水泵房、变电所、水仓、交岔点为料石砌碹。井底车场支护要根据施工中的具体情况再加以调整，坚硬岩层的巷道要采用锚喷支护，软岩巷道要采用砌碹支护。第三章 大巷运输及设备203.1 运输方式的选择3.1.1 大巷运输方式1、煤炭运输方式根据本矿井的开拓部署，设计确定本矿井的主运输方式采用胶带输送机运输和刮板输送机运输两种运输方式，即运输距离较长时采用胶带输送机运输，运输距离较短时采用刮板输送机运输。2、辅助运输方式井下辅助运输线路主要在石门内，因巷道坡度较小、运量较小，故采用蓄电池电机车牵引矿车的运输方式。3.1.2 运输系统1、煤炭运输系统工作面煤炭由搪瓷溜槽顺槽刮
30、板输送机主运输上山溜槽采区煤仓集中运输大巷1650 水平主运输石门井底煤仓装载硐室装箕斗主斜井地面。2、辅助运输系统物料及设备在地面装载点装车，从地面副斜井副斜井各车场各辅助水平辅运大巷矿车采区上、中部车场辅运上山工作面辅运回风顺槽工作面。3.1.3 主要运输巷道断面、坡度及轨型的确定：各主要运输巷道断面见巷道断面图，主要运输大巷及石门坡度21为 34。各主要运输巷道轨型及道床铺设情况见表 3-1-1。轨型及道床铺设表表 3-1-1铺设 地点 轨 型（ kg/m） 道 床主 井 22 钢 筋混凝土 轨 枕碎石道渣付 井 22 钢 筋混凝土 轨 枕碎石道渣井底 车场 、石 门 22 木 轨 枕碎
31、石道渣回 风 运料巷 22 木 轨 枕碎石道渣工作面 顺 槽 153.2 运输设备选型3.2.1 主运输设备选型根据本矿井的开拓部署，设计确定本矿井的主运输方式采用胶带输送机运输和刮板输送机运输两种运输方式，即运输距离较长时采用胶带输送机运输，运输距离较短时采用刮板输送机运输。区段集中运输大巷、石门选择的胶带输送机为 SSD800/240型，Q=400t/h， B=800mm，V=2.0m/s，N=240kW，电压 660/1140V；选择的刮板输送机为 SGB-620/40S 型，Q=150t/h，B=800mm, V=0.85m/s，N=40kW，电压 380/660V。223.2.2 辅
32、助运输设备选型井下辅助运输线路主要在石门内，因巷道坡度较小、运量较小，故采用蓄电池电机车牵引矿车的运输方式。并根据矿井年运量、平均运距、巷道坡度等因素选定 CTY5/6P 型蓄 电池电机车 3 台, 其中 1 台备用。3.2.3 1780-1850 材料、行人上山提升设备选 型暗斜井提升采用单钩串车提升，矸石、材料、设备等提升任务。材料下放采用 1t 材料车及 1t 固定矿车，设备下放采用平板车，提升矸石采用 1t 固定矿车。最大不可拆卸件重 2.0 吨。3.2.3.1 设计依据1、暗斜井上口标高：1850.00m；下口标高：1780.00m；井筒斜长：140.656m。2、井筒倾角：=30
33、。3、矿井工作制度：330d/a，16h/d，四班制，三班生产。4、矸石率：20%，矸石比重：r G =1.59t/m3。5、最重件：2.0t（不可拆卸最大部件）。6、最大班提升量：矸石：60.61t/班；坑木：3 次/班；材料、设备：3 次/班；23雷管、炸药：1 次/班；其 它：3 次/班。3.2.3.2 选型计算1、提升时的静拉力：(1) 提矸 时 静拉力F 矸 = 2（1600+610）（sin30+ 0.015cos30）=2267.46kg(2) 提最大件时静拉力F 最大件 =（2000900）0.513= 1487.70kg2、钢丝绳单位长度重量P=2267.46/(1.1185
34、00)/6.5-1410.673=0.75kg/m选用 619-15.50-185 型钢丝绳，d = 15.50mm， PK = 0.90kg/m，Qs =16550.00kg。3、验算钢丝绳m 矸 = 16550/（2267.46+0.90141.000.673）=7.046.5所选钢丝绳满足要求。4、选择提升机滚筒直径：D= 8015.50= 1240.00mm按两层缠绕时的滚筒宽度：B= (141+30+71.2)/（23.141.208）(15.5+3)= 481.33mm 最大静拉力：F 矸 = 2（1600+610）（sin30+ 0.015cos30）=2267.46kg24选用
35、 JTB1.2/30 型提升机，D=1.20m，B=1.00m，V=2.50m/s，i=26，缠绕二层。6、选择电动机N= 1.15(2267.462.50)/1020.9=71.01kW选用 YBRT335L2-6 型电机，功率 75kW，电压 660V，转速980rpm，3.2.3.3 选型结果提升绞车：JTB1.2/30 型提升机，D=1.20m，B=1.00m，V=2.50m/s，i=26。电动机：YBRT335L 2-6 型电机，功率 75kW，电压 660V，转速980rpm。钢丝绳：619-15.50-185 型钢丝绳，d = 15.50mm P K = 0.90kg/m，Qs
36、= 16550.00kg。3.2.4 1850-1900 暗斜井提升设备选型暗斜井提升采用单钩串车提升，矸石、材料、设备等提升任务。材料下放采用 1t 材料车及 1t 固定矿车，设备下放采用平板车，提升矸石采用 1t 固定矿车。最大不可拆卸件重 2.0 吨。3.2.4.1 设计依据1、暗斜井上口标高：1900.00m；下口标高：1850.00m；井筒斜长：118.31m。252、井筒倾角：=30 ；3、矿井工作制度：330d/a，16h/d，四班制，三班生产。4、矸石率：20%，矸石比重：r G =1.59t/m3。5、最重件：2.0t（不可拆卸最大部件）。6、最大班提升量：矸石：60.61t
37、/班；坑木：3 次/班；材料、设备：3 次/班；雷管、炸药：1 次/班；其 它：3 次/班。3.2.4.2 选型计算1、提升时的静拉力：(1) 提矸 时 静拉力F 矸 = 2（1600+610）（sin25+ 0.015cos25）=1927.12kg(2) 提最大件时静拉力F 最大件 =（2000900）0.436= 1264.40kg2、钢丝绳单位长度重量P=1927.12/(1.117000)/6.5-1200.604=0.67kg/m选用 619-15.50-185 型钢丝绳，d = 15.50mm， PK = 0.90kg/m，Qs = 15200.00kg。3、验算钢丝绳26m 矸
38、 = 15200/（1927.12+0.90120.000.604）=7.636.5所选钢丝绳满足要求。4、选择提升机滚筒直径：D= 8015.50= 1240.00mm按两层缠绕时的滚筒宽度：B= (120+30+71.2)/（23.141.208）(15.5+3)= 430.12mm 最大静拉力：F 矸 = 2（1600+610）（sin25+ 0.015cos25）=1927.12kg选用 JTB1.2/30 型提升机，D=1.20m，B=1.00m，V=2.50m/s，i=26，缠绕二层。6、选择电动机N= 1.15(1927.122.50)/1020.9=60.35kW选用 YBRT
39、335L2-6 型电机，功率 75kW，电压 660V，转速980rpm，3.2.4.3 选型结果提升绞车：JTB1.2/30 型提升机，D=1.20m，B=1.00m，V=2.50m/s，i=26。电动机：YBRT335L 2-6 型电机，功率 75kW，电压 660V，转速980rpm。钢丝绳：619-15.50-185 型钢丝绳，d = 15.50mm P K = 0.90kg/m，Qs = 16550.00kg。273.2.5 矿 车根据矿井辅助运输量及对矿车的不同用途要求，选择矿井移交生产时所需矿车的型号及规格详见表 3-2-1。矿井移交生产时所需矿车一览表表 3-2-1 设 备 型
40、 号名 义载 重量最大载 重量数量(辆 ) 外形尺寸 (m)材料 车 MC-1.6 1t 2t 10 20008801150厢 式 矿车 MG1.1-6A 1t 2t 20 20008801150平板 车 MP1-6A 1t 2t 10 2000880410平板 车 MP3-6A 3t 5.5t 5 34101520480斜井人 车 XRB15-6/6 15 人 /辆3 420312001538第四章 采区布置及装备4.1 采煤方法4.1.1 采煤方法的选择由于本矿井规模较小，煤层倾角较大，煤层赋存不稳定，不适合采煤机及其他采煤设备的布置运行，因此本矿井工作面采用钻爆法采煤方法，该采煤方法投资
41、少，见效快，技术成熟，适合本矿井的28实际情况。由于本矿井煤层倾角大，在急倾斜煤层钻爆法采煤方法中，采用伪倾斜柔性掩护支架采煤法为目前比较成熟、安全、产量较大的一种采煤方法，适合本矿井的开采条件。4.1.2 工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型南采区布置二个钻爆法采煤工作面，初期投产采煤工作面布置在南采区南翼二 1 上和二 1 煤层中，为二 1 上 01 工作面和二 101工作面。回采工艺过程主要包括护架安装、下放、采煤和护架回收等项，具体 过程为：1、护架安装：首先从采区边界（开切眼以外 3.5m）处，采用梯形棚支护，及 时地进行卧地沟与护架安装工作。安装护架时，应将三根钢丝绳的接头位置错开
42、，防止各钢丝绳在同一位置处被拉开。每根钢丝绳长 30m 左右，两端必须做好封头，防止钢丝绳松捻和使其能承受一部分拉力。钢丝绳接头处的搭接长度应不少于 2m，并用5 副钢丝绳卡夹紧梁。钢梁垂直于煤层走向放在钢丝绳上，钢梁的一端应尽量紧靠煤层顶侧棚腿。在钢梁上铺设笆片的宽度，应比钢梁的长度稍短。考虑到笆片有向煤层底板方向下滑的趋势，一般规定笆片和顶板钢梁端对齐，而和底板钢梁端之间留有 0.3m 左右的空隙，以避免在掩护支架下放过程中，由于笆片超出钢梁端面而被撕去。护架安装一定距离后，即可由采区边界开始回收棚子。回棚29用回柱绞车进行，为了安全，应先在将要回棚的内侧，装设1.4m1.4m 规格的木垛
43、一个。回棚后，如 顶煤和 顶板不能自行垮落时，应爆破强制放落，使护架上有 2m3m 厚的煤矸垫层，以利于护架下放和保护掩护支架。2、护架下放：护架下放过程可以分为初次下放、正常下放和结束下放三个阶段。初次下放是护架安装长度超过 15m，回棚放顶使护架上形成煤矸垫层后，由架尾开始逐步进行护架的下放调架，直至架尾下放到回收护架的水平位置（距区段运输顺槽 3m 5m），形成 30的伪倾斜工作面为止。正常下放即护架工作面的正常回采阶段。此时护架工作面保持 2530的伪倾斜布置沿走向推进，直到工作面收作线架头开始下放前为止。正常回采阶段，除在护架下进行采煤外，同时要在区段回风平巷与工作面下端，不断地接长
44、和拆除掩护支架。3、采 煤 ：护 架 工 作 面 采 煤 包 括 打 眼 、炸 药 、放 炮 、运 煤 和 调 整 护架 等 项 工 作 。用 电 钻 打 眼 。为 利 于 护 架 的 均 匀 下 放 ，一 般 工 作 面 全 长一 次 放 炮 。放 炮 后 ，从 工 作 面 下 端 开 始 逐 段 向 上 人 工 装 煤 ，并 用 刮 板输 送 机 下 运 。随 着 出 煤 ，护 架 在 自 重 和 上 部 煤 矸 重 力 作 用 推 动 下 逐 渐沉 降 ，此 时 应 设 专 人 注 意 调 架 ，对 地 沟 两 帮 未 崩 掉 的 煤 应 及 时 处 理 ，崩 落 过 多 造 成 护 架
45、 悬 空 的 地 方 需 加 打 点 柱 支 撑 ，使 护 架 的 倾 角 均 匀30一 致 ，并 与 顶 底 板 法 线 有 5左 右 的 迎 山 角 。出 煤 调 架 完 成 后 ，工 作 面即 沿 走 向 推 进 了 一 定 距 离 （一 般 为 0.8 0.9m），最 后 拆 除 工 作 面 的 溜槽 ，即 可 进 行 下 一 循 环 采 煤 工 作 。4、护架回收：随着工作面向前推进，应及时在工作面下端拆除已放平的护架。首先将地沟两帮的煤炭采出，并在钢梁两端打上点柱，然后卸掉螺丝与夹板，将钢丝绳经过溜眼拉到区段运输顺槽。撒除点柱回收的钢梁，也放到区段运输顺槽。一并经采区辅运巷运到区段回风顺槽安装地点复用。为了安全，有时在回收钢梁的外侧支设临时戴帽点柱。结束下放即架头开始下放，至整个护架下放到水平状态为止。结束下放初期，工作面仍保持 2530的伪倾角，随着护架下放，伪倾斜工作面的长度不断地缩短，当工作面长度缩短到 15m20m时，再按扇形下放到水平位置。在护架结束下放过程中，为防止架头窜矸子和护架在斜面上下滑，造成钢梁重叠，架头必须保持有2m3m 的平架子，并要求工作面的伪倾角不超过 30。在护架整个下放过程中，为防止护架沿斜面下滑，工作面上端必须保持不小于 8m 的平架长度，其中压实碴 的长度不少于 5m。5、工作面机械配备见表 4-1-1。回采工作面机械配置表
