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1、新裕矿技术改造方案一、概况新裕煤矿位于朔州市怀仁县境内，为大同煤田的东南边缘，北距同蒲铁路8公里，矿区公路与大运公路直接相连，交通方便，西邻窑子头村和新建联营矿约1公里，东邻鹅毛口约1公里，北邻鹅毛口村村办煤窑（已关）。北以鹅毛口河为界，西以火成岩墙为界，东面以煤层露头为界，南以南街村办煤矿卧羊台（已关）为界。井田面积为1.4674km2，走向长1.25km，倾斜长1.2km，全井田分布6个钻孔，勘探深度285米。二、地质特征1、含煤地层：本煤田含煤地层为太原统，在井田东南部出露较佳，中部和西北部多为第四系掩盖，在本区共含煤层11层，其中可采煤层为4#、5#、8#三层，现在4#已部分采完，5#
2、基本接近井田边界，8#煤层尚未开采。4#与5#层间距为33.17米，5#与8#层间距为35.65米。8#煤层厚度1.50米7.20米，平均厚度4.35米，煤层倾角0-12。煤层有少量夹石，但不发育。8#煤层底板为深灰色砂岩和粉砂岩，老底为灰褐色砂岩，厚度26米，分布也比较稳定，局部渐变为粗砂岩太原群基底。煤层顶板为灰白色砂岩与粉砂岩、炭质泥岩，厚度2030米,煤层呈单一层状结构。2、储量5#层剩余可布面储量12.4万吨(5014面5.8万吨， 5016面3.3万吨，5020面3.3万吨)，盘区煤柱储量28.6万吨（403煤柱11.1万吨，400煤柱10.4万吨，503煤柱7.5万吨），开采已接
3、近井田边界。8#煤层储量400万吨，井田内共有6个钻孔，其中F2断层北部4个钻孔，煤厚0.18-0.7米，为不可采，F2断层南部2个钻孔，煤厚1.50-7.20米，后又补3个探孔，煤厚2.1-4.32米，平均厚度3.4米，所以8#可采煤量全部集中F2断层南部，该区地质储量为228万吨，可采储量182万吨。三、现主要生产系统及现状：1、主要生产系统主提升：主井斜长280米，坡度200。采用2.5吨双箕斗提升，绞车滚筒直径2米，功率125KW。井筒为半圆拱，巷道净宽3.2米，墙高1.3米，断面积7.33平方米。最大提升能力每天1200吨。（按每日提升16小时计）副井：斜长320米，坡度10250，
4、巷道净宽2.5米（木棚支护段2.3米），断面积4.7平方米，无提升设备与轨道，只用于进风、行人。通风系统：采用中央并列抽出式，回风井斜长90米，坡度450，延伸至4号煤层，井筒断面积6.45平方米。安装两台TBCDZ6NO17A主扇，电机功率75KW，一台工作，一台备用。运输系统：沿5号煤层布置两条水平大巷，轨道运输巷及配巷，配巷正在维修准备启用。轨道运输巷采用40KW无极绳绞车配合3吨矿车运输。大巷运输能力1800吨/天。盘区采用800mm皮带机运输。采煤方法：仓房冒落式，放炮落煤，耙斗装煤。排水系统：主井底主、副水仓容量1800m3，3DA-89水泵2台。供电：地面两趟供电线路，供电电压为
5、6KV，总负荷1300 KVA，一趟由变电站进入高压开关A，线路全长1100m，铝绞线35mm。一趟由窑头变电站引入高压开关B，线路全长1050m，铝绞线35mm，且鹅毛口线带有民用负荷。井下两趟供电线路来自同一变电站不同母线端，未实现双回路供电。地面变电所共有7台高压开关分别供主提升200KVA变压器，1台开关，主扇180KVA变压器，1台开关。场面动力照明250KVA变压器，1台开关，以及井下双回路至中央变电所2台开关。井下为高压6000V入井，双回路至中央变电所。2台KBSGZY-200/6/0.69移变。主排水为低压660V双回路供电。中央变电所至采区变电所为6000V高压，目前为单回
6、路供电，采区变电所共有2台KBSGZY-315/6移变，1台KBSGZY-200/6为5#层工作面、运输转载点、漏煤眼等处供电。掘进8#层由高压6000V供电，1台KBSGZY-315/6移变.低压660V供掘进机，运输机，耙煤机等设备。 2、5#层回采现状： 5#层5014、5016、5020面回采期2009.4.202009.7.31，届时5#层回采面全部采完，400煤柱可回采10.4万吨，生产时间2009.8.12009.12.31。四、8#层延伸方案制定及现状 1、方案制定一方案：即委托山西省煤炭规划设计院于2008年9月完成的新裕煤矿水平延伸初步设计。设计利用1120大巷作为机轨合一
7、巷，工作面采用倾斜长壁组合支架一次采全高的采煤方法，支架型号ZH2600/24/32Z，支护高度2.4-3.2米；副井辅助提升采用JTP-1.6型单滚筒绞车，绞车适用最大变位重量20吨，电机功率97.27KW，配合MP6-10型重型平板车提升设备。采区巷道布置：沿8号层底板布置采区皮带、轨道巷，沿8号层顶板布置采区回风巷；工作面运输顺槽和回风顺槽直接与采区运输（轨道）巷和回风巷相连。二方案：设计利用1120大巷作为皮带巷，工作面采用综采放顶煤和一次采全高相结合的走向长壁后退式采煤方法，支架型号ZF4600/19/30，支护高度1.9-3.0米，可采煤层1.9-3.0米，工作阻力4600KN，初
8、撑力3341KN；副井辅助提升采用JK-2.51/30型绞车，滚筒直径2500，滚筒宽度2000，最大静张力Fje=Fcje=9000KN，速度Ymax=2.53m/s,减速机ZHLR-150K，速比30；电机型号YR500-10，功率315KW，r=580r/min,电压6KV。选用TXG-2000/16.5型固定天轮。选用6V18+IWR-1770型钢丝绳,d=28，全部钢丝绳破断力总和QS=5520001.191/9.8=67085（kg）,PK=3.34 kg/ m。该选型可满足一次性提升最大件重量16吨要求，如果超过16吨需要重新选型。采区巷道布置：沿8号层底板布置采区皮带、轨道巷，
9、沿8号层顶板布置采区回风巷；工作面运输顺槽和回风顺槽直接与采区运输（轨道）巷和回风巷相连。方案比较：一方案由于采用1120机轨合一巷运输，井巷工程量小但不能有效保证运输大型设备和运煤的安全；回采率低（从轨道巷测11点往西500米走向煤厚3-7.2米，而ZH2600/24/32Z支护高度2.4-3.2米，最大采高3.2米）；副井辅助提升系统改造费用低，资金需求小；工作面设备购置安装费用高。二方案由于采用配巷运输材料设备，1120大巷运煤，井巷工程量大但能有效保证运输大型设备和运煤的安全；回采率高（从轨道巷测11点往西500米走向煤厚3-7.2米，而ZF4600/19/30型支架可放顶煤回采，在测
10、11点往东煤层变薄区域可一次采全高）；副井辅助提升系统改造费用高（主要是绞车购置安装和副井起底要求井筒的高度大），资金需求大；工作面设备租用集团公司内部的闲置设备（租赁费用400万元/年）。方案选定主要从安全和资源回收率考虑，建议选定二方案进行8#层回采。2、方案设计及开拓现状：主辅运输系统：主斜井（斜长286米，倾角20o，断面7.33m2），副斜井（斜长273米，倾角10o20o，断面6.45m2）；集中运输巷L=230米，倾角9o，断面8.4m2，5根/米锚杆支护。1120大巷断面11.2m2 ，L=560米，集中轨道巷L=200米，倾角3o，断面8.4M2，5根/米锚杆支护。盘区皮带、
11、轨道巷L=500米，沿煤层掘进，断面8.4M2，3根/米锚杆和1根/4米锚索支护。盘区回风巷L=600米，沿煤层掘进，断面8.4m2，3根/米锚杆和1根/4米锚索支护。（详见原设计8#井巷延伸工程表及巷道断面图）8#延伸现状：集中皮带巷、轨道巷、主煤仓、盘区轨道巷已经完成，现正在开掘盘区回风巷，盘区皮带巷及相关辅助工程正组织掘进。巷道喷浆工程未完成；剩余工程量1583米（煤巷1440米，岩巷143米；详见改造井巷工程量、工期及预算附表），剩余工期5.5个月。五、首采面、采煤方法的确定和设备选型1、首采面的确定 由于5#煤层生产盘区巷仍在服务于5#煤层的生产，为不影响5#层的生产，根据8#煤层赋
12、存情况分析：8#301盘区煤层厚度1.507.2米，平均4.35米，煤层呈单斜结构，轨道巷11号测点处煤层厚度3-4.3米，且圈定该工作面巷道工程量少，巷道工程为1583米，工期5.5个月，投资见效快，首采面确定为301盘区8104面，工作面100米，走向长450米，可采380米，可采储量22万吨。2、采煤方法及支架选型的确定：8#301盘区煤层厚度1.507.2米，平均4.35米，从轨道巷转点往东煤厚由7.2米逐渐变薄到1.5米（轨道巷288米处），测11点煤层厚度3米，呈单斜结构，瓦斯绝对涌出量为0.9m3/min，为低瓦斯矿井，煤层自然发火期为18个月。根据8#层的煤层赋存情况选取如下采
13、煤方法及支架选型进行比较：（1）采用走向长壁后退式采煤，选用ZF4600/19/30型液压支架支护。可采煤层为1.9-3.0米，支架高度1.9-3.0米，工作阻力4600KN，初撑力3341KN，由于可以放顶煤回采率可达85%以上，且适应性强，该支架要求运输巷净高2.9米，辅助运输系统改造工程量较大。缺点是要求工作面顺槽沿底板掘进，顶板管理困难，要求加强顶板支护。费用预计1503.2万元。（2）采用走向长壁后退式采煤，选用ZZS6000/17/37型液压支架支护。可采煤层为2.0-3.5米，支架高度1.7-3.7米，工作阻力6000KN，初撑力5105KN，煤层回采率3.5/4.35=80%，
14、该支架要求运输巷净高2.5米，辅助运输系统改造工程量较小。工作面顺槽沿顶版掘进，顶板容易管理。（3）采用走向长壁后退式采煤，选用ZZS5600/14/28型液压支架支护。可采煤层为1.6-2.6米，支架高度1.4-2.8米，工作阻力5600KN，初撑力4810KN，煤层回采率低2.6/4.35=60%，该支架要求运输巷净高2.2米，辅助运输系统改造工程量小，但该支架吨位大，运输困难。工作面顺槽沿顶板掘进，顶板容易管理。（4）采用走向长壁后退式普采，工作面采用单体液压支柱支护，人工爆破落煤，SGW40溜子运煤。可采煤层为1.5-2.5米，煤层回采率2.5 /4.35=57%，对运输巷断面要求低。
15、工作面顺槽沿顶版掘进，顶板容易管理。井巷工程费用154万元，系统改造费用：474万元，总计628万元。方案比较：（1）方案投资大、回采巷道维护困难、辅助运输系统改造工程量大，回采率高，适应性强，设备成熟。安全出口畅通，安全性高。（2）方案投资大、回采巷道容易维护、辅助运输系统改造工程量较大，回采率高。（3）方案投资大、回采巷道容易维护、辅助运输系统改造工程量较大，回采率低。（4）方案投资小、回采巷道容易维护、辅助运输系统改造工程量小，回采率低。（见方案比较附表）综合考虑建议选用（1）方案。采用该方案在回采3米的煤层可以放顶煤，在3米的可采煤层区域只安前溜一次采全高，也可以采用与煤层适应的采煤方
16、法。总之该支架可采煤层范围大适应性强。采用该方案，工作面巷道沿煤层底板留顶煤掘进，顶煤松软支护困难，支护成本大，需制定切实可行的支护方案。支架选型方案比较序 号1234支架型号ZF4600/19/30ZZS6000/17/37ZZS5600/14/28单体液压支柱支架高度1.9-3.0米1.7-3.7米1.4-2.8米1.5-3.0米可采煤层：1.9-3.0米2.0-3.5米1.6-2.6米1.5-2.5米回采率85%80%60%57%安全性安全出口畅通安全出口畅通安全出口畅通安全出口不畅通系统改造工程量大工程量大工程量大工程量小改造投资投资大投资大投资大投资小顺槽维护维护困难维护容易维护容易
17、维护容易优 点可采煤层范围大，回采率、安全性高，顺槽维护容易，回采率、安全性高，回采率低、安全性高，工程量小，投资少，见效快缺 点投资大、顺槽支护困难，系统改造工程量大，系统改造工程量大，支架吨位大难运输，投资大，投资大、顺槽支护容易，系统改造工程量大，回采率、安全性低，系统改造工程量小， 3、8#层采煤设备选择及服务年限根据掌握的地质情况，在8#层F2断层以南布置301盘区，该区域煤层变化较大1.5米7.2米，平均4.35米，考虑到采区回采率，盘区内布置一综采放顶煤工作面。综采工作面设备使用ZF4600/19/30型液压支架，SGZ764/264型刮板运输机，MG-300/700AWD采煤机
18、。工作面长度100米，可采走向长度 (440+460)/2-70=380米，采高 4.35米。滚筒直径1.8米，截深0.63米，割煤牵引速度按3m/min计算，采用端头斜切进刀。采用“三.八”作业制，两班生产一班检修，每班割3刀，日进度3.6米，工作面回采率0.95%，则工作面日产1905吨，月产4.8万吨。按300天生产计算，年生产能力可达57万吨。8#层3米以上煤层服务年限140/57=3.2年，3米以下煤层服务年限2年，8#层服务年限5.2年；考虑新上马综采设备职工的熟练程度及其他因素，保证年生产能力30万吨。再加上周边资源的整合，服务年限更可以延长。 4、5#与8#采掘关系： 8#层8
19、104工作面2009.10.10具备生产条件，到2009.12.31日5#层回采完毕时8104面推进到3.651=183米处，故8104面的回采不会受到5 #层回采的影响。六、主副井运输方案设计1、方案一（原方案）：主斜井（斜长286米，倾角20o，断面7.33m2）原有轨道、绞车拆除，井筒内安设1000mm 皮带一部，并设行人台阶做进风井及安全出口。主斜井现净宽3.7米，可满足：安装皮带要求（小架外净宽1.4米，皮带检修道的铺设），详见井筒断面图。副斜井（斜长273米，倾角10o25o，断面6.45m2）井筒内装备单钩串车兼做安全出口。现断面为2.3-2.5米（宽）2.15-2.5米（高），
20、不能满足ZF4600/19/30型液压支架（宽1465mm 高1900 mm）的入井要求，需要起底扩大断面（详见副井起底工程量表）；由于井筒大多为砌碹巷道，不能扩大宽度，在下设备时只能采取行车不行人，行人不行车的原则。现在用的2M2000/1020型绞车不能满足提升要求：一是提升能力小，二是保护不齐全，属于淘汰设备。根据所下设备的最重件采煤机主机要求，建议 选用JK-2.51/30型绞车，滚筒直径2500，滚筒宽度2000，最大静张力Fje=Fcje=9000KN，速度Ymax=2.53m/s,减速机ZHLR-150K，速比30；电机型号YR500-10，功率315KW，r=580r/min,
21、电压6KV。恢复原有的地面绞车房。 2、方案二（主副井互换方案）：主斜井（斜长286米，倾角20o），仍利用原有井筒内装备及地面设施、设备，作为单钩串车提升下料斜井，并作为进风斜井及安全出口。现在用的2M2000/1020型绞车不能满足提升要求：一是提升能力小，二是保护不齐全，属于淘汰设备。根据所下设备的最重件采煤机主机要求，建议选用JK-2.51/30型绞车。主井现高度2.5米，不能满足下ZF4600/19/30型液压支架的要求，需要起底扩大断面。 副斜井（斜长273米，倾角10o25o）井筒内装备1000 mm皮带并设行人台阶兼做进风斜井及安全出口。皮带净宽1.4米，两边只有0.55米的安
22、全距离，检修困难，且没有空间铺设检修轨道。现断面2.3-2.5米（宽）2.15-2.5米（高），且坡度变化较大，需要起底取坡。（后附副斜井起底工程量明细表）方案比较：一方案只需副井起底，工程量小，运输环节少易于管理。二方案主副井都需要起底，工程量大，（详见方案比较表）。方案一方案二优点工期短，主提升易管理，辅助运输环节简单，运煤、运料（设备）系统独立安全性高，地面运输系统简单。可以直接使用现用绞车房，辅助运输改造费用低。缺点改造费用高；井口下大型设备需要改造的地面车场工程量大。工期长，副斜井坡度大且不均匀，运输管理难于管理；辅助运输需跨皮带，难于管理；主副井联络巷的开掘难找合理地点，按现计划会
23、破坏进3#密闭，影响火区治理。辅助运输需跨皮带，难于管理。备注考虑到矿井产能的提升建议采用方案一,采用JK-2.51/30型绞车提升（直径D=2.5米，提升斜长L=180+35+115=330米）七、系统改造工程及费用采用综放回采，至首采面安装，需维修副井配巷450米、开掘盘区及回采巷道等井巷工程1583米，工期5.5个月。（首采面圈出井巷工程量、工期及预算见附表）需进行如下系统改造：1、运煤系统301盘区皮带巷铺设1000毫米皮带输送机运煤，包括5#煤的运输（通过301盘区皮带巷补掘的通5#层煤仓）；采煤工作面顺槽铺设1000毫米皮带输送机，1120水平巷铺设1000毫米皮带二部，主井采用1
24、000毫米皮带提升。主井340米起道、安皮带等（工程量详见附表）工作面顺槽皮带8#301盘区皮带301盘区煤仓301集中运输暗斜井1120水平巷主井地面盘区及工作面皮带均为DSP-1063皮带：V=1.88米/秒，运输能力630吨/小时，远远满足日产1905吨的要求。 费用：主井皮带1部，长340米宽度1000毫米，费用200万元。1120水平大巷皮带2部，长600米，带宽1000毫米，费用140万元。301集中运输大巷皮带一部190米，带宽1000毫米，费用60万元。2104运输顺槽，皮带一部，长460米，带宽1000毫米，费用70万。301皮带巷皮带一部180米，带宽1000毫米，费用60
25、万元。运输系统改造后5#层可拆除盘区皮带5部长度500米。以上总计费用530万元，利用拆出的皮带后约需资金350万元。2、辅助运输系统材料利用副井及1120配巷（维修工程量详见附表）通过301集中材料巷进入8#301-1轨道巷，再进入各采掘工作面。共需铺设24kg/m轨道4000（单道）米。副井330米起底、钉道等。 付井1120配巷301集中材料巷8#301-1轨道巷采掘面改造后的辅助运输系统可满足生产要求。费用：付井、运输配巷、301集中轨道巷、301轨道巷铺设24Kg/m钢轨4000米。作为辅助运输需25KW绞车5部，11.4KW绞车2部，副静安设JK-2.52/30型绞车一部，该绞车需
26、配套的电控设备为：电控选用TKD-NT-13-3386I/PI 1套（其中包括：高压开关柜1台、高压换向柜1台、主令控制柜1台、转子控制柜1台、低频电源柜1台、操作台1台、低频变压器1台、低频控制电阻1套）。ZDB型PIC斜井提升信号系统 1套KXT111型矿用人车信号联络装置 1套并配两路6KV高压电源（单回70A）和两路380V交流低压电源（单回250A）；要求高低压电源分别高压侧和低压侧的不同母线段。预计费用275万元。3、通风系统新鲜风流从主、付井通过1120水平巷、1120配巷、301集中皮带、运输斜井进入8#301盘区及各采掘工作面，乏风从8#301-2回风巷进入5#4#总回风巷。
27、风量分配：主斜井进风： 20m3/s, 副斜井进风： 20m3/s, 回采工作面： 12m3/s, 备用工作面： 6m3/s, 掘进工作面： 26=12 m3/s, 采区变电所： 2 m3/s, 其 他： 8m3/s, 总计40 m3/s在用风机满足生产要求的2400m3/min排风量需要。费用：双风机双电源自动切换装置及局扇6台，预计费用23万元。 4、排水系统：在301盘区皮带巷掘一水仓，采掘工作面将水排到盘区水仓， 301在8#301皮带巷铺设一趟排水管路，将水排至1120水平巷水沟流入井底水仓，再排至地面。费用：2寸铁管1200米，水泵2台，预计费用10万元。静压水管3100 米、 静
28、压水池一座，计20万元。合计费用30万元。5、供电系统：该方案需要供电系统整体改造，包括地面变电所、井下中央变电所、盘区变电所。费用：（1）地面变电所改造新裕矿地面变电所高压开关柜需全部更新，共需13面GG-A型高压柜（详见供电图） 计78万元（2） 坑底变电所改造增设200KVA移变一台。 计14万元（3）8#层变电所8#层设盘区变电所，5#层和8#层均由8#层变电所配电。新增BGP40-6高开9台。315KVA移变2台。 计57万元（4）电缆。入井电缆选取MYJV22-395（详见附表：新裕矿入井高压电缆校验说明书），电压6000V。供综采队高压电缆选取MYPTJ-350（详见附表：新裕矿
29、供综采队高压电缆校验说明书），电压6000V。 计148.8万元矿井增容矿井布置放顶煤工作面后，负荷总功率Pe=3025KW,考虑负荷集中，Kx选0.7，需容量：KxPe=2117.5KVA，目前为1300 KVA还需增容817.5 KVA。 供电系统改造费用约需297.8万元 6、工作面设备按租赁费用测定。据工作面的设备选型，初期投入大，维护成本高，服务年限短。由于新裕矿经济能力有限，拟采用租赁办法，使用集团公司下属矿更换下的综采设备，经维修后能正常使用，这样能降低8#层生产成本，本方案具有实际可操作性。井巷工程354.5万元，主运输系统改造费用350万元，辅助运输系统改造费用275万元，供
30、电系统改造费用297.8万元，通风系统改造费用23万元，排水系统改造费用30万元。8#层延伸总费用预计1733.2万元（包括工作面综放设备租赁费400万元/年）。吨煤投资1733.2/140=12.38元/吨，改造井巷工程量、工期及预算序号工程名称断面宽高数量(米)工期（天）起止时间预算总额（万元）1主井起道3.8*2.734052009.3.21-3.251.22主井安皮带3.8*2.7340152009.3.31-4.1517.53副井起底铺轨2.5*2.15m330452009.3.21-5.5444副井安设绞车2.5*2.8330104.551120巷起道4.2*2.262010200
31、9.3.21-3.302.361120巷安皮带4.2*2.2620202009.3.31-4.2067配巷维修3.0*2.8m540米30238配巷铺轨3.0*2.8610208191#煤仓锁口直径3米40102101#煤仓回风行人斜坡2.5*2.380202511301集中皮带巷铺皮带3.2*3.2240102009.3.21-4.10312301盘区轨道巷铺轨3.0*2.8200102613掘8#回风绕道3.2*2.86330814掘301盘区皮带巷3.0*2.8200202009.5.15-6.51415301盘区皮带巷铺皮带3.0*2.8200102009.3.31-4.10316掘3
32、01盘区回风巷3.0*2.8200202009.6.10-6.201417尾巷联络巷3.0*2.8405318掘2109运输顺槽、绕道、风桥4.2*2.8440402009.6.10-7.203119掘5109回风顺槽、绕道、风桥、风门3.5*2.8460252009.8.11-9.532208109工作面切眼4.0*2.8100202009.7.21-8.1014合计1583165354.5新裕副井起底工程量表长度（米）坡度（度）现有规格（宽*高）工程量（米）改造后规格（宽*高）现支护形式105102.5m*2.15m起底1.22.5*3.0半圆拱砌碹28101.6*2.3*1.8起底1.22.5*3.0梯形木棚75202.5m*2.15m起底0.852.5*3.0裸巷48202.5m*2.15m起底0.852.5*3.0半圆拱砌碹80353.0*2.5起底0.52.5*3.0矩形锚喷
