某煤矿技术改造初步设计说明书.doc

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1、某省某县某煤矿（东北部）技术改造初步设计说 明 书*设计研究院二OO九年十一月某省某县某煤矿（东北部）技术改造初步设计说 明 书工 程 编 号：*工 程 规 模：150Kt/a院 长：*总 工 程 师：*项目负责人：*设计研究院二OO五年十一月参 加 设 计 人 员专 业姓 名职务及职称采 矿*教授级高级工程师采 矿*教授级高级工程师采 矿*高级工程师采 矿*助理工程师采 矿*助理工程师四大件*高级工程师电 气*高级工程师土 建*高级工程师土 建*助理工程师供 暖*高级工程师给 水*助理工程师机 械*高级工程师经 济*高级工程师经 济*助理工程师目 录前 言1第一章 技改区概况及地质特征4第一

2、节 概 况4第二节 地质特征6第二章 井田开拓10第一节 井田境界及储量10第二节 矿井设计生产能力及服务年限10第三节 井田开拓11第四节 井 筒14第五节 井底车场及硐室15第三章 大巷运输及设备17第一节 运输方式的选择17第二节 矿 车18第四章 采区布置及装备19第一节 采煤方法19第二节 采区巷道布置20第三节 巷道掘进21第五章 通风和安全23第一节 矿井通风23第二节 灾害预防及安全措施26第六章 提升、通风、排水设备27第一节 提升设备27第二节 通风设备36第三节 排水设备37第七章 地面设施39第一节 地面生产系统39第二节 工业场地总平面布置40第三节 电 气42第四节

3、 地面建筑46第五节 给排水和采暖47第八章 建设步骤与建井工期50第一节 建设步骤50第二节 建设工期及产量递增计划51第九章 经济部分53第一节 劳动组织和定员53第二节 投资概算54第三节 财务效益分析54附件:1、国土资储备评审备案证明2、3、中华人民共和国采矿许可证(副本)证号:*4、5、6、某省某县某煤矿 (东北部)技术改造初步设计委托书前 言某煤矿位于某县双井子乡境内，隶属某省某县。某煤矿是某县重要的长焰煤产地。某煤矿的技术改造区位于某煤矿的东北部。某煤矿属于地方国有煤矿，始建于1976年，矿井设计年生产能力为9万吨，经过近30年开采,原井区井筒周边采区可采资源已所剩无几,现有矿

4、产资源已近枯竭，经国土资源部门批复，某煤矿东北部新区资源划归该矿开采。经有关部门论证并批复，同意对矿井实施技术改造，开发建设东北部新井区，建成15万吨/年的独立生产系统，原井区资源枯竭后予以关闭。东北部新区井田内有两块可采煤层,又分为一、二采区。尽快开发东北部新区有利于支持地区经济发展，有利于在职职工稳定就业，有利于矿井持续健康发展。经分析论证，东北部新区设计提出两个方案，第一方案：利用现有井口，井下新掘约2000m长两条大巷，不仅工期长，而且投资费用较高。第二方案：新掘一对立井（170m深），不仅工期短，而且节省约4000m工程量，同时可以利用地面的部分公共设施。比较后设计推荐采用第二方案。

5、某工程设计咨询有限责任公司于2004年10月根据某煤矿东北部普查勘探报告，编制了某煤矿资源开发利用方案设计，设计生产能力为150Kt/a。2005年4月某煤矿委托*设计研究院，按井型150Kt/a编制某煤矿(东北部)二井技术改造初步设计。一、编制设计的依据及资料主要依据：1、某煤矿提出的设计委托书（附录1）；2、某煤矿东北部技术改造初步设计几点说明（附录2）；3、某矿务局设计院2003年编制的某煤矿（东北部）资源开发利用可行性研究报告4、某煤田地质局勘探队提供的某煤矿东北部详查设计二、设计的指导思想矿方为自筹资金，以少投入，见效快为目标，选择初期投资少的二方案。三、设计的主要特点及主要技术经济

6、指标该井设计的特点是为了充分利用现有某煤矿的地面公共设施，初期开采东北部区时,采用新开凿的主井入风，副井回风的中央并列式通风方式。后期开采二区时仍然为中央并式通风方式,但在采区边界1203号钻孔附近补一回风立井作为安全出口。开拓方式采用立井单水平开拓。采用炮采为主的回采工艺，两个工作面达到矿井生产能力；井下巷道支护大部采用锚喷。井下运输系统为1t矿车。井底车场采用折返车场。达到设计能力时巷道总长为3517m，万吨掘进率为235m，矿井建设总造价约2314.39万元，吨煤投资154.29元。四、存在的主要问题与建议1、全区的勘探程度较低，对构造及煤层产状的控制程度亦低，查明矿产资源量小等。有待生

7、产中或技改前作补充勘探工作。2、断层的含水性、导水性及*河侧向补给性不清。断层可能沟通第四纪和风化裂隙带水，将成为今后井下突水的主要威胁，因而在矿井建设期间应注意探查。*河侧向补给将影响井筒施工。因此在井筒施工之前，应打井筒检查孔，查清地层的含水性和补给性及岩性，以便考虑立井井筒的施工方法。3、某市煤炭管理办公室，文件：关于转发某省煤炭工业管理局关于某市地方煤矿2005年度瓦斯鉴定结果的批复的通知中，某某煤矿沼气相对量为5.69m3/t,绝对量为1.41m3/min,是不突出矿井,省局批复为低瓦斯矿井。某煤田地质局勘探队,在某煤矿东北部详查设计中,提出某煤矿历年瓦斯平均含量为10.52m/t,

8、属高瓦斯矿井。东北部技改区，初期开采浅部4-2号煤层，其开采深度平均约为120m，后期开采深部17-2号煤层，其开采深度平均约为300m。为此本井初期移交时应定性为低瓦斯矿井。但是按瓦斯梯度规律，并参照*矿井开采深部煤层为高瓦斯的实际情况，当本井后期开采17-2号煤层时，应为高瓦斯矿井。经综合考虑矿井总风量按高瓦斯矿井计算，生产应按高瓦斯矿井管理。第一章 技改区概况及地质特征第一节 概 况一、地理位置技改区，位于某煤矿东北部，其地理坐标：东经*至*，北纬*至*。区内交通四通八达，公路、铁路纵横交织。某至法库的省级公路由本区的南部经过，还有*至调兵山的国铁，通往省内外各地，交通位置见图1-1-1

9、。二、地形、地貌及水系本区属*河冲积平原地带,地表标高一般在6672m之间,总的变化趋势是西部、北部稍高，南部和东部偏低。本区的东北部有*河，由北而南流过；区内有几条季节性小溪，由西向东注入*河。三、气象及地震最低气温-26，最高气温36，历年平均气温7；冻结期为11月至翌年3月，冻结深度1.2m左右;春、秋、冬三季多风，春季多为西南风，冬季多为西北风，大至89级。根据某省地震震中及地震烈度区划图，本区处于地震烈度度区。四、区内工农业生产情况本区以农业为主，无乡办工厂，土地和人力资源较为丰富。本区位于*煤田的东北部边缘地带，西部与*矿务局*二矿毗邻。近几年*矿区内地方工业发展很快，主要有发电厂

10、、采石场、砖瓦厂、水泥厂、各种加工厂等。目前*矿区内有数家矸石砖厂和水泥厂，不但满足*矿区的需要量，而且可以向外地销售。五、现有电源、水源情况1、电源情况某煤矿变电所的两回路电源取自*二矿变电所两回路电源。本改扩建区投产时电源取自现有某煤矿变电所的两回路电源。2、水源情况本区的第四纪冲积含水层比较发育，富水性极强的地段为*河冲积而成的河漫滩区，含水层平均厚度为47m。因此，本区在河漫滩区拟建自备水源井。六、主要建筑材料来源地方大宗材料，如砖、瓦、砂、石、水泥等矿区内均有生产；钢材、玻璃等可到附近的某、*等地购买。因此，本矿井建筑材料是比较容易解决的。第二节 地质特征一、地质构造及煤层特征（一）

11、地层本区含煤地层为侏罗系上统某组，基底为前震旦系，上覆第四系地层。地层由新至老如下：1、第四系（Q）全区被第四系地层覆盖，上部为腐植土粘土、亚粘土；中部为中、细砂；底部为砾石及砾砂。第四系地层厚度1842m。2、白垩系下统*组（K1S）*组按其岩性可分为上、下两段。上段为紫红色砂砾岩段，厚度约50m左右；下段为灰绿色砂砾岩段，厚度一般为70m左右。3、侏罗系上统某组（J3f）某组为本区主要含煤地层，可分为四个岩段。上段：本区的主要含煤段，含可采煤层一层，即4-2煤层，岩性以砂岩和泥岩互层为主，厚度为65m。中段：泥岩和砂岩组成，厚度一般为35m左右。下段：本区的主要含煤段，含二个可采煤层，即1

12、7-2、18煤层。17-2煤层发育面积较大，18煤层局部发育，只在1203号孔见可采煤层。岩性以砂岩和泥岩互层为主，厚度为65185m。底部段：砂和砾岩组成。4、前震旦系（Anz）岩性主要为花岗片麻岩、片麻岩及片石，构成含煤盆地的基底。（二）主要地质构造地层为单斜构造，地层及煤层走向近北东南西，倾向南东，倾角310。区内共有四条正断层，其中F1和FD1断层分别切割4-2和17-2煤层，其余二条断层位于井田边界，对煤层影响不大。断层倾角变化在6570之间，断距40170m。（三）煤层特征及顶底板情况1、煤层上部含煤段共含煤5层，即4-2、6、7、9、10煤层，其中4-2煤层为主要可采层，其余4层

13、均不可采层。4-2煤层最厚为1.2m，埋深0-150m，主要发育在本区西南部（一区），靠近某煤矿。下部含煤段共含煤9层，即12、13、14、15、16、17、18、19、20煤层，其中17-2煤层发育较好，主要分布在北部（二区），煤厚1.081.31m，为单一复杂结构煤层，埋深为-50-350m，其余8层小局部可采或不可采层。2、煤质特征本区二个主要可采层，即4-2和17-2煤层均为长焰煤。煤的容重1.361.40g/cm3，比重1.62；宏观煤岩类型多为光亮煤及半亮煤。4-2煤灰分为19.86%，属中灰煤；硫含量0.64%，属特低硫煤；磷含量0.09%，属中磷煤；发热量为21.92MJ/kg

14、。17-2煤灰分19.9330.64%，属中灰富灰煤；硫含量0.450.62%，属特低硫煤；磷含量0.010.015%，属低磷煤；发热量20.4823.64MJ/kg。3、煤层顶底板据某煤矿资料，4-2煤层伪顶为薄层炭质页岩或薄层泥岩，直接顶为粉砂岩。4-2煤层底板为粉砂岩，比较稳定，不膨胀。4、瓦斯、煤尘、自然地质报告中未提供瓦斯、煤尘、自燃等实测资料。根据某煤矿资料，本区属低瓦斯矿井、煤尘具有爆炸性，煤为易自燃，发火期为38个月。二、水文地质特征（一）含水层1、第四系冲积、洪积含水层：该含水层是本区的主要含水层，向*河方向富水性逐渐增大，涌水量一般在12L/sm。2、白垩系砂岩、砂砾岩孔隙

15、、裂隙含水带：富水性很小，单位涌水量仅0.01 L/sm，补给来源为第四系含水层垂直渗透补给。（二）隔水层白垩系孔隙、裂隙含水带以下，主要为泥岩、粉砂岩等良好的隔水层。虽然侏罗系含煤地层有层间承压含水层，但渗透系数很小，可视为相对隔水层，因此4-2煤层开采时，冒落和裂隙带高度达不到破坏隔水层高度。（三）矿井涌水量第四系含水层和白垩系裂隙含水带与煤层之间，由于被隔水层所隔的缘故，大面积开采时也不能连通第四系主要含水层。因此，矿井涌水主要来自4-2层以上的富水性极弱的层间承压含水层。据某煤矿生产实践，在开采过程中，巷道和回采工作面均有滴水、淋水现象，其涌水量不足30m3/h。在地质报告中指出，断层

16、两侧由于岩石破碎、裂隙发育，水量可能较大。因此，正常涌水量为45m3/h,最大涌水量为75m3/h。三、开采条件评述有利条件：开采范围内煤层较稳定，煤层倾角小，构造简单，围岩不膨胀，矿井涌水量较小,初期为低瓦斯矿井。不利条件：勘探程度不够，煤层薄，煤尘具有爆炸性，煤易自燃等。总之，现有详查地质报告来看，开采技术条件较为简单。第二章 井田开拓第一节 井田境界及储量一、井田境界井田境界南至党家街小南坨子，北至*河；东到小南坨子徐家镇，西与*矿务局*二矿和某煤矿井田相接。南北长约6.3km，东西宽2.8km，面积为17.64km2。二、资源储量某煤矿东北部普查勘探报告获得资源储量如下：地质储量为58

17、1.41万吨，其中：控制的资源储量112b级为97.21万吨,推断的资源量333级为64.59万吨,预测资源量334级为419.61万吨；工业资源储量155.35万吨；设计资源储量为140.79万吨；设计可采储量为138.46万吨；第二节 矿井设计生产能力及服务年限一、矿井工作制度矿井年工作日330d，每天3班作业，每班工作8h，每天净提升时间为16h。二、矿井生产能力根据可采储量、煤层赋存条件、开采技术条件、技术装备和管理水平、经济效益及需煤情况等因素。矿井生产能力扩建为150Kt/a。三、矿井服务年限矿井可采储量为1384.6Kt，矿井年生产能力150Kt/a。考虑1.2备用系数，则矿井服

18、务年限为7.7a。第三节 井田开拓一、井筒数目及开拓方式全区被第四系地层覆盖，上部为腐植土，中部和底部为富水性极强的中砂、细砂、砾岩及砾砂，加之*河水补给，这将给建井带来困难。根据上述情况采用一对立井开拓方式。这不仅解决了斜井井筒穿过第四系含水层困难问题，而且井筒工程量少350m。一个井筒为进风立井，另一个井筒为回风立井。主井为提煤，提矸石，提升人员，下送材料之用，并兼作入风井；风井做专用回风井,风井井筒内设行人梯子间。由于改扩建区位于某煤矿东北部，其走向长约6.3km。利用某煤矿现有的提升系统，提升接续区的煤炭明显不合理。因此新开凿的主井作为提煤炭，回风立井作为矿井回风兼安全出口之用。二、井

19、筒位置的选择根据技改区的地质构造，煤层赋存，储量分布的情况及地形地貌特点，井筒位置的选择了二个方案：一方案：井筒位于03-6孔东侧。技改区内可采煤层储量为二个块段，即一区和二区，相距1.2km，井筒位于此地的主要优点：井筒处于一区和二区之间，有利于开拓和开采；工业场地不压煤；地面平坦，无村庄，交通便利，主要缺点：矿方认为购地困难。二方案：井筒位于03-12孔附近。从储量分布来看，井筒位于此处，明显偏于一区，其主要优点：矿方已经将工业场地所占土地购买；地面交通便利。主要缺点：工业场地压煤；增加运输和回风石门工程量900m。设计认为：一方案从技术、经济角度分析井位比较合理，但由于购地很困难，因此选

20、择二方案。三、主要运输大巷及回风道位置的确定由于工业场地的位置已经确定，井筒位置只能位于03-12孔附近，初期开采的一区，以F1断层为界，上盘为042区，下盘为041区，041区煤层赋存标高从-50m至-150m，042区煤层赋存标高从0m至-125m。本区煤层倾角平缓，5以下，属近水平煤层，无论是采用走向长壁或倾斜长壁开采均可，但为了减少采区工程量，采用倾斜长壁开采。-110m主要运输石门对041区来看，基本位于采区中间，用倾斜长壁开采，工作面推进长度基本相同，-100m回风巷可沿煤层布置（要进行喷浆封闭煤层）。后期开采二区时，将-110m主要运输大巷和主要回风道向北延伸，由于17-2煤层被

21、FD1断层分成二部分，其下盘为171区，上盘为172区，分别送一对下山和一对上山。171区将下山送至-285m标高然后沿煤层送一对集中运输巷和集中回风道，172区上山穿过FD1断层，见煤后沿煤层掘进集中运输巷和集中回风道。主要运输大巷和回风道间距为25m。四、移交采区的确定由于接续区南北长约6.3km，东西宽2.8km，且可采煤层的两个块段不连续,一块(一区)和老区(现生产区)相距约2.5Km,二块(二区)距一区约3km,距老区约6km。根据煤层赋存状况，该矿分散建井开拓更经济合理。一区距某煤矿较近，煤层赋存浅，最深标高-150m，勘探程度较高，补钻储量级别可以提高；可以充分利用某矿现有的供电

22、、供水及通讯设施，因此，为减少初期投资，选择一区为第一接续井区。二区煤层赋存较深，最深达-325m，勘探程度较低。选择本区为第二接续井区。为此设计推荐东北部新区(一区)单独建井的开拓方式。五、采区划分及开采顺序一区可采块段被F1断层分割为二部分，最大落差50m，所以一区的4煤层分为二个采区，即F1断层上盘为042区，F1断层下盘为041区，二区可采块段也被FD1断层，分割为二部分，FD1断层最大落差170m，因此，二区的17-2煤层也分为二个采区，上盘为172区，下盘为171区。六、保安煤柱1、井筒及工业广场安全煤柱，保护带按10m，表土移动角按45，岩石移动角按72留设。2、技改区与其它矿开

23、采境界间留设30m安全煤柱。七、开采对地面影响该技改区煤层赋存深度169m，煤层厚度平均1.0m,开采后地面不会发生明显沉陷，因此对地面环境不会造成大的影响。但必须与县、乡（镇）签订沉陷治理及补偿协议。第四节 井 筒一、井筒布置及装备主井井筒直径为5m，井筒内装备1t矿车单层单车普通罐笼，采用单侧钢罐道。金属组合罐道梁每4.168m设一组,用树脂锚杆把托架固定于井壁。风井井筒直径为3m，井筒内无提升设施。主、风井筒内设玻璃钢行人梯子间要按煤矿安全规程第十九条规定执行。二、井筒施工方法在主、风井井筒施工中，均采用普通方法凿井。井壁结构采用单层井壁材料，用200#混凝土，井壁厚为350mm。由于没

24、有井筒检查孔资料，设计只能参照地质报告中所描述的情况，对第四系含水层段施工方法提出建议，供矿方参考。第四系含水层为强含水层时，易塌方及溃水，造成井筒阻塞和腌井，因此如何治理含水量，是本井建设的难题，设计认为应该采取切合实际的疏干降水措施，即地面井点抽水，用钻机在井筒周围布置适当数目的小直径钻孔，穿过含水层，用潜水泵抽水，井点布置为封闭式，待含水层中的水降到井筒掘进面以下时，进行开挖。如果含水层中水的动储量较大，抽水不能降水位时，应采用注浆法封水，含水段井筒壁要加强支护。表2-4-1 井筒特征表名 称主井风井井口坐标经距（Y）4155756041557600纬距（X）47102804710268

25、井口标高（m）6969井筒直径净（m）5.03.0掘进（m）5.83.7提升方位角（）90井筒断面积净（m）19.67.1掘进（m）26.410.7砌壁材料200#混凝土200#混凝土厚度(mm)350300井筒装备1t矿车单层单车罐笼井筒深度199169第五节 井底车场及硐室一、井底车场形式及线路布置根据15万t/a的生产能力，主井井筒直接设在运输大巷（或石门）上，井底车场采用折返车场形式。车场折返线段布置在主井井筒北侧，将直线调车线端头与消防器材库通路相接，空矿车用调度绞车牵引。二、井底车场硐室主井井筒的南侧设中央变电所、水泵房及水仓。变电所和水泵房及通路均采用锚网喷支护；水仓支护形式可采

26、用料石砌碹，其容量按8h正常涌水量计算，设两条水仓，水仓总长度为80m，断面5m2。井下火药库布置在井筒北侧。第三章 大巷运输及设备第一节 运输方式的选择一、运输方式的选择-110m水平主要运输巷道采用1t矿车运煤和辅助运输。根据运输距离，一区和二区采用不同的运输方式，即一区的运输大巷长度不到300m的巷道，因此采用2台JD-25型调度绞车来回牵引矿车的方式；二区的运距将达到1000多米，建议采用矿用防爆特殊型5t蓄电池电机车牵引列车，一列车为5-6辆矿车组成。运输大巷铺设18kg/m钢轨和木轨枕。运输大巷净断面为8.2m2，掘进断面为9.3m2。大巷的坡度为4，坡向井底车场。二、支护方式目前

27、尚无围岩单轴抗压强度（c）、不扰动岩块干燥饱和吸水率（Wa）、围岩凝聚力、容重、内摩擦角等数据。因此，难以确定围岩稳定性和膨胀性的情况下，只根据目前生产矿（某煤矿）的巷道维护现状，初步确定围岩c值在3040MPa，Wa值在25%，属较稳定的围岩，围岩属弱膨胀性。因此，运输大巷及-100m沿煤集中回风巷采用较矮直墙（墙高1.3m）半园拱断面。在施工工艺上采用浅眼，控制周边眼距和装药量的多轮次爆破的光面爆破方法；支护采用锚网喷的联合支护。锚网喷支护的喷层厚度130mm、锚杆间排距0.7m、金属锚杆长1.61.8m，金属网为8#铁丝编制。第二节 矿 车采用1t固定箱式矿车，作为井下主要运输大巷运煤之

28、用。运送材料和设备用1t材料车和平板车。根据井底车场、运输大巷、采区运输等各个环节的特点，矿车数量是按排列法确定的，其数量列出下表：表3-2-1 各类矿车数量表矿车类型使用地点矿车数（辆）备 注1t固定箱式矿车MGC1.1-6A运输大巷及车场70旧车作备用量1t材料车MC1-6A回采顺槽7旧车作备用量1t平板车MP1-6A回采顺槽3旧车作备用量注:旧车指现有某煤矿的矿车,矿车数量包括地面矿车数。第四章 采区布置及装备第一节 采煤方法一、工作面布置移交工作面布置在042采区内，位于03-12钻孔附近，见煤厚度为0.84m，储量可靠。工作面长度为70m，布置两工作面，顺槽倾斜长度约400m，顺槽沿

29、煤层顶板掘进。二、采煤方法及设备移交采区采用倾斜长壁采煤方法，顶板管理为全部陷落。初期移交工作面煤层平均厚度1.0m，煤层倾角小于5。由于采用炮采工作面，回采工作面配备煤电钻，刮板输送机、回柱绞车。运输顺槽采用SJ65/40A型可伸缩胶带输送机，与带式输送机配套的转载机选用SGB-420/22型刮板输送机，设备运输能力为60t/h150t/h。进风、回风顺槽配备JD11.4型（建议采用SDJ-20型）调度绞车，便于材料运输。工作面支护:配备MW型金属支柱和DJB型金属顶梁，间、排距6001000mm。工作面生产能力计算:A=LL1MRCK=703.00.841.360.970.90=209.4

30、t式中:A工作面日产量,t;L工作面长度，m；L1日推进度，m；M采高，m；R煤容重，t/m3；C工作面回采率，%；K工作面正规循环率，%；按两工作面长度140m，年平均推进度990m计，产量可达138Kt/a，加上掘进煤，产量可保证150Kt/a。回采工作面生产环节如下：煤的运输：回采工作面刮板输送机运输顺槽刮板输送机转载至胶带输送机溜煤眼-110m集中运输巷-110m主要运输石门主井罐笼材料运输：主井井筒-110m井底车场及石门-110m集中运输巷进风顺槽工作面。风流方向：主井井筒-110m主要运输石门-110m集中运输巷进风斜巷、运输顺槽回采工作面回风顺槽-100m集中回风巷-100m主

31、要回风石门回风立井。第二节 采区巷道布置主要运输水平为-110m,回风水平标高为-100m，主、风井井筒开凿至井底水平标高后，向南掘进-110m主要运输石门和-100m回风石门至预见4煤层位置，分别向两翼布置-110m集中运输巷及-100m集中回风巷。第三节 巷道掘进-110m主要运输石门、-100主要回风石门及-110m集中运输巷和-100m集中回风巷等巷道支护均采用锚网喷支护，为保证矿井正常的生产接续，设计配备4个掘进组，采掘工作面比为1：2。掘进工作面采用钻爆法，掘进煤用调车绞车牵引由掘进工作面运至主要运输大巷，然后到主井井底车场，提至地面。矿井达到设计产量时，井巷工程量为3517m，万

32、t掘进率为235m。井巷工程量见表4-3-1。表4-3-1 井巷工程量表顺序工程分类长度（m）体积（m3）备注一井筒368.07212.8二井底车场及硐室车 场165.01749.0硐 室42504505.0计59006254.0三主要运输石门及回风道半 煤58.0406.0岩106.0742.0计164.01148.0四采区巷道煤1400826.0半 煤1720.014448.0岩535.03658.4计2395.018932.4五岩1599017867.2半煤1778.014854.0煤140.0826.0合 计3517033547.2第五章 通风和安全第一节 矿井通风一、瓦斯等级依据辽煤

33、生产2005257号关于某市地方煤矿2005年度瓦斯鉴定结果的报告的批复,某煤矿的矿井相对瓦斯涌出量为5.69m3/t，故技改区瓦斯级别参照某煤矿(老矿区资料)初期暂定为低瓦斯矿井。但矿井风量按高瓦斯矿井计算,生产按高瓦斯矿井管理。矿井建设时期应继续作瓦斯、煤自燃性等方面的鉴定工作。二、通风方式初期通风方式为主立井入风，风立井回风的中央并列式；后期通风方式为主立井入风，风立井回风的中央并列式。 采掘工作面采区变电所和井下火药发放硐室为独立通风。因此，矿井供风量按各个实际用风地点，按照风量计算标准，分别计算出各个用风地点的实际最大需风量，从而求出矿井的风量总和，再考虑一定的备用风量系数后，作为矿

34、井的供风量，即“由里往外”计算原则，由采掘工作面、硐室和其它用风地点计算出各用风地点的风量，最后求出全矿井总风量。三、矿井风量计算（一） 按井下同时工作的最多人数计算：Q矿进=4NK=4661.25=330m/min(二)按采煤、掘进、硐室及其它实际需要风量的总和计算:1、采煤工作面需风量:(1)按瓦斯涌出量计算： 式中：q矿井相对瓦斯涌出量，10.52m3/t; T日产量，454t/d；K瓦斯涌出不均衡系数，K=1.1;0.75回采工作面中允许瓦斯浓度，0.75%。(2)按工作面温度计算:Q温=60VS=6013.5=210 m/min(3)按工作面人数计算:Q人=4NS=420=80 m/

35、min(4)按风速验算:Q采低15S=153.5=52.5 m/minQ采高240S=2403.5=840m/min最后确定采煤工作面风量Q采=486m/min2、掘进工作面需风量Q掘风筒漏风是不可避免的，因此不能单纯以掘进工作面的有效风量做为掘进工作面需要风量的基础，应以局扇安装处的全负压供风量为准，这样才能满足局扇吸风量的要求。掘进选用的KDF-5型局部通风机额定风量为150240m3/min，掘进风量Q掘取240m3/min，Q掘=2404=960m3/min。3、硐室风量Q硐井下火药库、采区变电所等采用独立通风的硐室,其所需风量为120m3/min，Q硐=120m3/min。4、井下其

36、它巷道需风量Q它其它巷道需风量按采煤、掘进、硐室总和的6%考虑，Q它=93 m3/min。5、矿井总风量矿井总风量Q=（Q采+Q掘+Q硐+Q它）K =（486+960+120+93）1.2=1990m3/min =33m3/s四、矿井负压矿井负压计算结果，初期最大负压为27.2mmH2O; 后期最大负压为110.4mmH2O;初期等积孔为:2.4m2，后期等积孔为:1.19m2。详见表5-1-1、表5-1-2。五、通风设施-110m运输大巷与回风大巷之间的临时联络川，砌筑永久密闭墙。生产所需的所有进、回风流之间联络巷道，均设置两道正向和反向风门，以防漏风和反风时短路。第二节 灾害预防及安全措施

37、根据灾害分析，本设计采取如下安全措施：1、矿井生产按高瓦斯矿井管理，设专职瓦检员，配备必要的瓦斯检测仪器，掌握确切的瓦斯数据，采取相应的通风及瓦斯管理措施。按高瓦斯矿井装备安全监控系统。2、工作面采用移动黄泥灌浆站,辅助采用阻化剂溶液对采空区浮煤进行喷洒防止氧化自燃。3、对勘探钻孔封孔情况不详，为防止突水事故发生，矿井开采中和掘进巷道时要对勘探钻孔采取相应防范措施，搞好探放水工作。4、人员入井必须携带自救器，并以熟练掌握使用方法。5、所有入井人员，入井前必须进行安全培训，掌握井下各种自然灾害的自救能力和避灾路线，矿井要设兼职救护队，负责本矿井各种灾害救护工作。6、制定综合防尘措施，执行湿式打眼

38、，使用水炮泥，放炮后装煤矸前洒水降尘。定期清扫巷道煤尘，白化巷道。第六章 提升、通风、排水设备第一节 提升设备一、提升方式本矿井设计年产量15万吨，开拓方式为一对立井开拓，单水平，主井担负全部提升任务，主井井筒直径5m，垂深169m。矿井服务年限14a。主井为单侧钢罐道，采用单绳双钩缠绕式罐笼提升。主井井架设新型过卷缓冲及托罐装置、井底设过放卷缓冲装置、井上下设防撞梁。罐笼内设阻车器及防坠器（断绳保护器）。罐道梁与容器之间距离大于40mm，井梁与容器之间大于150mm，因罐笼为升降人员和物料，连接装置的安全系数，应符合安全规程，经验算，罐笼连接装置（厂家配套）安全系数达到16.6,符合规范要求

39、13。提升容器为一吨矿车单层单车普通罐笼一对。选用2JK2.5/20E型提升机一台。配备YR355M-8型电动机一台，功率160KW，电压380V，最大提升速度4.78m/s。二、主井提升设备（一）设计依据矿井年产量150kt、井口标高：+69m、井底标高：-100m最大班工作量：1、下井工人：90人；2、材料：14车；3、矸石：21t；4、煤炭：230t；5、其它：5次；6、提升容器：一吨矿车钢罐道单层单车普通罐笼一对。（GG1-1型）。自重2759kg，乘员12人。（二）选择钢丝绳1吨矿车自重610kg，载煤1000kg，载矸1600kg。1、绳端荷重G=2759+（610+1600）=4

40、969kg2、钢丝绳悬垂长度HC=HJ+HS=18+169=187m3、钢丝绳单位长度重量 =2.38kg/m选钢丝绳28 6V33+Fc 1570 ZZ 443 318 GB/T8918-1996钢丝绳直径d=28mm，单位重量3.18kg/m，破断力总和QB=521411N。尾绳选用:P 647-6715-1370 462 328 GB/T8918-19964、钢丝绳静张力安全系数提煤：静张力F=Gz+Q+PHc+qc+qHh=（2759+1000+3.18187+610+3.2820）9.8=49286.68N安全系数ma=提矸:静张力: F=Gz+Q+qc+PHc+ qHh=（2759

41、+1600+610+3.18187+3.2820）9.8=54166.78N安全系数:ma=提人:静张力: F=Gz+Q+PHc+qHh=（2759+1270+3.18187+3.2820）9.8=41740.78N安全系数:ma=故所选钢丝绳完全符合煤矿安全规程第四百条规定。（三）选择提升机1、滚筒直径：煤矿安全规程第四百一十六条规定为80d=8028=2240mm2、提升系统最大静张力F=54166.78N3、提升系统最大静张力差,按提矸另一侧配一空矿车。Fc=(1600+0.1169)9.8=15845.62N选2JK2.5/20E型双滚筒单绳缠绕式提升机一台。滚筒直径D=2.5m，滚筒

42、宽度B=1.2m。最大静张力F=90KN，最大静张力差55KN。4、提升机滚筒宽度验算单层缠绕：B=0.7861.2m故缠绳宽度足够。（四）提升机对井筒相对位置的计算1、最小弦长按外偏角计算：=按内偏角计算：=取Ls=25m实际弦长： 实际外偏角：实际内偏角： 2下出绳角：1=提升机相对井筒位置见图6-1-1。（五）提升系统变位质量1、选电动机选电动机YR355M-8型160KW 382V 732r/m实际提升速度：提升系统变位质量1、有效载荷：Q=1600kg2、提升容器：Gz=（2759+610）2=6738kg3、主提升钢丝绳变位重量：Lp=Hc+Lx+3D+30+nD=187+29.4

43、+33.142.5+30=269.95mQs=LpP=269.953.18=858.44kg4、尾绳变位重：Qn=3.28(169+220)=685.52kg5、天轮变位重量井上固定天轮：TSGGt=550kg（两个）5、提升机变位重量：13695kg6、电动机变位重量：Gd=（GD2）d总变位重量：Gi=Q+Gz+2PLp+2Gt+GJ+Gd=1600+6738+2858.44+2550+13695+4928+685.52=30463.4kg系统总变位质量:(六)运动学主加,减速度取0.7m/s2。爬行速度V4=0.4m/s，爬行距离2.5m。提升速度图见图6-1-2。1、主加速度阶段2、主减速阶段3、爬行阶段4、制动减速阶段5、等速阶段h2=H-h1-h3-h4-h5=169-16.32-16.21-2.5-0.08=133.89mt2=一次提升循环时间:Tx=t1+t2+t3+t4+t5+=6.83+28.01+6.26+6.25+0.4+12=59.75s人员:Tr=6.83