弥勒县吉田煤矿技术改造初步设计说明书

前言1第一章矿区概况及地质特征6第一节井田概况6第二节地质特征8第三节煤层及煤质13第四节水文地质16第五节开采技术条件19第二章井田开拓21第一节井田境界及储量21第二节矿井工作制度、生产能力及服务年限23第三节井田开拓24第三章矿井开采31第一节采煤方法31第二节采区布置32第三节巷道掘进34第四节矿井移交生产时的预计井巷工程量35第四章矿井通风40第一节概述40第二节矿井通风40第三节风量计算及分配41第四节通风阻力计算44第五章防尘及消防48第一节防尘措施48第二节地面消防50第三节井下防尘及消防50第六章灾害预防及安全措施52第一节灾害预防52第二节主要安全措施53第三节其他55第四节防尘措施56第七章主要机电设备选型57第一节提升设备57第二节排水设备64第三节通风设备69第四节压缩空气设备71第八章供电及通信72第一节供电电源72第二节矿井负荷72第三节地面供电74第四节井下供电74第五节监测监控75第六节井下照明、通信及信号81第九章环境保护及工业卫生84第一节环境保护84第二节环保投资估算89第三节工业卫生89第十章地面生产系统90第一节煤质及其用途90第二节地面生产系统92第三节辅助设施92第十一章总体布置及地面运输93第一节总平面布置93第二节地面运输94第十二章地面设施95第一节设计原始资料和建筑材料95第二节工业建筑物及构筑物95第三节给排水及供热98第十三章技术经济103第一节劳动定员及劳动生产率103第二节原煤生产成本估算104第三节概算投资及资金筹措106第四节技术经济分析与评价109第五节主要技术经济指标111附录一、由云南省核工业地质调查队于2005年2月提交的云南省弥勒县吉田煤矿矿区储量核实报告；二、红河州国土资源局“云红国土资储备字2005101号关于云南省弥勒县吉田煤矿矿区储量核实报告矿产资源储量评审备案证明”；三、由红河州环境科学研究所于2004年12月30日提交的弥勒县跑马山煤矿建设项目环境影响报告表；四、弥勒县吉田煤矿委托书；附件一、弥勒县吉田煤矿技术改造初步设计概算书；二、弥勒县吉田煤矿技术改造机电设备及材料清册。前言一、概况弥勒县吉田煤矿位于红河州弥勒县城东北15KM处，行政区划属弥勒县弥阳镇雨舍办事处管辖。本次设计的吉田煤矿为原吉田煤矿与原跑马山煤矿合并后形成的合并矿。二、编制设计的依据我所受弥勒县吉田煤矿的委托，编制了弥勒县吉田煤矿技术改造初步设计，编制的主要依据是（一）由云南省核工业地质调查队于2005年2月提交的云南省弥勒县吉田煤矿矿区储量核实报告；（二）红河州国土资源局“云红国土资储备字2005101号关于云南省弥勒县吉田煤矿矿区储量核实报告矿产资源储量评审备案证明”；（三）由红河州环境科学研究所于2004年12月30日提交的弥勒县跑马山煤矿建设项目环境影响报告表；（四）弥勒县吉田煤矿委托书；（五）。（六）国家有关煤矿建设、生产、安全的规范、规定、规程、标准等强制性和非强制性要求。（七）矿井建设条件1内部条件（1）矿床地质条件该矿区总体为一单斜构造，构造复杂程度属中等偏复杂，设计开采的各煤层属稳定至较稳定。煤质以富灰、中硫为主，发热量较高。煤类为25号焦煤，是良好的动力用煤，经洗选后亦可作为炼焦用煤。（2）水电供给条件目前矿山已接通一回10KV伏高压线路，能保证矿山的正常生产。生活用水取自矿区北面的山溪，水质好，水源可靠；生产用水采用排出的矿井水经处理、净化后使用。（3）产品市场需求本矿原煤主要销往弥勒县各地，目前市场前景良好，供不应求。（4）原材料及设备供应本矿建设所需砂、石、木材、红砖、水泥等均可就地就近解决，钢材、煤矿专用设备可在弥勒县城、昆明市等地采购。综上所述，吉田煤矿资源可靠；矿井建设条件较好；市场前景广阔。据此，尽快改造吉田煤矿是十分必要的。我所接受委托后，设计人员多次赴现场收集资料、对比各种方案进行现场踏勘，并与弥勒县煤炭局和吉田煤矿领导共同研究开拓方案，及时组织人员完成了编制任务。三、设计的指导思想（一）严格遵循国家产业政策和有关规范、规定、规程、标准；（二）在满足安全要求和保证使用功能的前提下，尽量简化系统，减少工程量，力求做到简单实用，以降低初期投资、节约生产成本和便于管理；（三）地面工程紧凑布置，力争少占地和少占良田好地，尽量减轻对环境的破坏。（四）采用先进适用的采掘工艺、技术和装备，力争设计系统达到安全、高效、经济效益好的目的。（五）系统设计尽量做到少留永久煤柱和提高矿井回采率，争取资源回收量的最大化。（六）在满足使用功能的前提下尽量利用井上、下现有工程量及生产设备、设施。四、设计的主要特点（一）根据煤层赋存情况，本设计采用第一方案（伪倾斜暗斜井）沿主井车场向北西作105M石门及上部车场，再向北偏东74方向作提升暗斜井和通风行人暗斜井，两井筒相距30M，并以石门贯穿各煤层。一采区利用原跑马山煤矿主井回风；为减少井筒压煤，二采区利用原吉田煤矿主井改作风井回风。（二）可采煤层属倾斜、薄中厚煤层，宜采用走向长壁采煤法，全部冒落法管理顶板。移交C4煤层煤厚69M，平均倾角31。设计采用走向长壁倾斜分层、煤皮假顶采煤法，分层采高22M。全部陷落法管理顶板。工作面采用煤电钻打眼，放炮落煤，自溜运输。金属支柱配合铰接顶梁支护顶板。（三）明、暗主斜井均采用串车提升，主要用于提煤、提矸、下放材料及进风。明主斜井装备JTP16型单筒矿用绞车，暗主斜井装备JTB161220型单筒防爆绞车，均选用直径为17的619股绳纤维芯钢丝绳，年提升能力为124万吨，提升富余系数为138，明斜井绞车的安全系数为955；暗斜井绞车的安全系数为941。（四）地面工业场地充分利用原有房屋、建筑，煤仓、进场公路等已全部形成，只需新建部分轻便轨线路，即可满足生产，可节省土地征收费、建设费数十万元。（五）设计主要技术经济指标为全员工效12吨/人，全矿在籍职工人数316人，该矿原有固定资产现值400万元，其中矿建工程180万元、土建工程140万元、机电设备80万元；改扩建后新增项目投资150362万元，固定资产投资143162万元，吨煤投资19690元/吨，原煤单位成本1178元/吨，财务内部收益率（新增投资）2663，净现值（IC10）124777万元，投资回收期年，投资利润率1836，投资利税率28351，资本金利润率5497，盈亏平衡点为595万吨。五、存在的主要问题及建议（一）储量核实报告中对煤尘爆炸指数方面的资料无定量成果，仅采用临近脚落沼矿区的测试成果为参照，因此矿井在今后的生产活动中应注意收集有关煤尘爆炸性方面的资料，及时进行煤尘爆炸性鉴定，为矿井安全生产提供可靠依据。（二）储量核实报告中对小窑及其采空区水源调查情况不清，煤矿在今后的生产过程中必须认真调查小窑分布及其开采情况，并在每年雨季来临前组织有关人员对地表裂隙及小窑洞口进行封堵，以防洪水随老窑灌入井下而发生突水事故。（三）设计已经按照有关规定对地面工业广场、主要建筑物、构筑物及井筒留设的保安煤柱，为可靠起见，在今后的开采过程中必须留点长期观察，弄清本矿区内采动影响的变形情况，以便在必要时采取措施、确保安全。（四）根据国家有关规定“高瓦斯矿井必须进行瓦斯抽放”，矿井在建成后、投产前必须另请有资质的单位进行瓦斯抽放的专项设计。（五）在实际施工中应根据遇到的地质情况及时调整施工方案，并及时与设计单位联系；如需要修改设计时，应会同设计、施工单位及相关行政管理部门一起研究决定修改事项。第一章矿区概况及地质特征第一节井田概况一、交通位置吉田煤矿位于红河州弥勒县城东北15KM处，行政区划属弥勒县弥勒镇雨舍办事处管辖。有矿山简易公路7KM与老昆（明）河（口）公路相通。北西方向距昆明143KM，南距开远市105KM。距昆河铁路的盘溪站53KM，距南（宁）昆（明）铁路的石林站约60KM，交通甚为方便。（见交通位置图）。二、自然地理本区属低中山地貌，植被不多，多为旱地，山脉走向呈北东、南西向。整个地形北高南低。地形坡度在35左右。最高海拔为梅枝山北山头，标高为18032M，最低海拔为西南边缘干龙河出口，标高为14969M，一般海拔为1610M。区内仅中部有一条干龙河，主要由地表水汇集而成，向西流入普拉河，属季节性流水。三、气象及地震区内气候温暖，湿润，冬不严寒，夏不酷暑，年气温变化不大，属中亚热带气候。据弥勒县气象站资料，本区历年最低气温45（1982年12月），最高气温361（1969年5月），年平均气温173。历年最大降雨量13264MM，年平均降雨量9679MM。历年最大风速22M/S，常年风向为西南向，全年无降雪及冰冻期。师宗、弥勒大断裂通过弥勒县，地震活动频繁，据历史记载弥勒地区大于、等于5级的地震共发生7次，详见表11。表11历年地震记录表地点时间烈度震级北纬东经备注一八七九年冬7552441034一八八二年一月75752441034一九零零年6502441034一九零九年八月8652441031西河一九一九年7552441034一九三二年十一月6502451034一九五三年五月7502421032巡检司国家地震烈度设防区定为7度区。四、矿区开发情况矿区开采历史较早，从90年代初期就有人沿煤层路头进行私挖乱采，但开采深度较浅，随着国家对煤矿生产经营秩序整顿力度的加强，大半多已关闭。矿区范围内现有原吉田煤矿和原跑马山煤矿两个矿井进行开采，原吉田煤矿为斜井立井混合开拓，斜井主要用于通风、排水等，立井主要用于进风、下人、提煤提矸等，目前的开采标高为1410M；原跑马山煤矿为斜井开拓，主斜井主要用于进风、行人、排水、运煤、排矸等，副斜井则主要用于回风，目前的开采标高为1454M。两矿生产规模均为3万吨年，均采用绞车提升、机械通风、水泵排水，生产系统较为正规。五、矿区经济矿区范围内山多地少，主要农作物为水稻、玉米等，本地居民多以采矿业为主。第二节地质特征本区在区域上位于牛首山、召夸古陆南东，整个区域内各时代地层皆有沉积，有关的主要地层详见表12。表12区域地层表地层名称厚度（M）时代岩性永宁镇组176375三迭系下统薄层，中厚层状，灰岩、泥质灰岩，见有动物化石飞仙关组294三迭系下统紫红色细砂岩、泥岩，见有动物化石，含卡以头组（T1K）宣威组57204二叠系上统灰色细砂岩，泥岩、泥质粉砂岩，含煤830层峨嵋山玄武岩组1070二叠系上统上部紫红色凝灰岩，下部灰绿色致密状玄武岩，具少量杏仁状构造茅口组灰岩305二叠系下统上部灰白色厚层块状微晶，细晶灰岩，下部白云岩，生物碎屑灰岩一、地层区内出露的地层由老到新依次为上二叠统峨嵋山玄武岩组、宣威组，下三迭统卡以头组、飞仙关组及永宁镇组、第四系。分述如下二叠系上统峨嵋山玄武岩组（P2O）主要出露于本区西北部，出露不全，厚度不详。下部、中下部为深灰绿色和黑灰色玄武岩，柱状节理发育，向上变为灰绿色，见有少量气孔呈杏仁状构造。上部为灰绿色玄武岩夹紫红色薄至中厚层状凝灰岩，泥状结构。宣威组（P2X）为本区的含煤地层，地层总厚162M左右。岩性主要由中、细砾岩、砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩、煤等组成。含煤1424层，按其岩性和煤层组合可分为三段和5个煤组。宣威组一段（P2X1）下起凝灰岩顶界，上至4煤层顶板，厚度为36859050M，一般厚度8273M。含煤914层，其中可采煤层2层，其厚度变化较大。在岩性方面下部为铝土质泥岩、砾岩、砂岩，夹少许薄煤层；中部以泥岩、粉砂质泥岩为主；上部以泥岩、泥质粉砂及粉砂泥质岩为主夹少许薄层砂岩，本段中、下部普遍见有黄铁矿，以结核状、星散状形式分布于岩层中。与下伏地层假整合接触。宣威组二段（P2X2）自4煤层顶板至3煤层底板，厚28504638M，一般厚3281M。含薄煤1层，无一可采，含煤系数6。岩性主要为砂岩、泥质粉砂岩。宣威组三段（P2X3）下起3煤层底板，上至卡以头底界，厚度46456681M，一般厚度4867M。含煤层711层，其中可采煤层两层，含煤系数为20。是本区含煤地层最主要含煤段。其岩性主要由粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、泥岩及煤组成，呈薄层状，水平脉状层理，偶见有单、双粘土层，局部层段见有砂岩，特别在3煤层上部，见有一层砂岩。含结核状、薄层状或透镜状菱铁矿，局部见有黄铁矿结核。综上所述，本区含煤地层的沉积应为一海陆交互相或近海相沉积，水体变动较为频繁，造成岩性、岩相、煤层层数及厚度变化较大。但从可采煤层厚度、煤质等情况分析，其成煤过程期间，环境相对较为稳定，故可采煤层各种地质指标皆有规律可循。下三叠统卡以头组（T1K）区内厚度为20396552M，一般厚3309M。与下伏的宣威组呈整合接触。岩性以灰绿色、绿色（风化后呈黄色）的砂岩、泥质粉砂岩为主，夹薄层泥岩。与上覆飞仙关组为过渡接触。底部灰绿色泥质粉砂岩和灰色粉砂岩、泥岩的分界面，为卡以头组与宣威组的分界。本组在地貌上多呈高于宣威组地层的小山丘，通常称为一级台地，特征明显，易于辩认。飞仙关组（T1F）该组在本区内出露面积较大，出露较完整。厚度为2558135580M，一般厚度31137M。根据岩性岩相组合及生物特征，可划分为四段飞仙关组一段（T1F1）以紫红色的泥岩、粉砂质泥岩为主，中部常夹有一至二层中厚层状砂岩，多为薄层状，水平层理和波迹，含蠕虫状方解石，局部见有黄铁矿晶粒。与卡以头组连续沉积，以较大量出现紫红色泥岩及少量的灰绿色夹层作为卡以头组与本段的分界。本段厚度42428864M，一般厚7120M。在地貌上本段通常表现为卡以头组和飞仙关组二、三段间的马鞍型凹地。飞仙关组二段、三段（T1F23）厚度1515020532M，一般厚度17828M，与下伏地层连续沉积。岩性以紫红、紫灰色砂岩为主，局部夹有粉砂质泥岩、泥岩，呈中厚层厚层状，具楔形、槽形、波状层理，见有较多的赤铁矿颗粒。飞仙关组四段（T1F4）本段一般厚度为6198M，与下伏地层为过渡沉积，岩性以灰紫色、紫红色泥岩、泥质粉砂岩为主，上部常夹有透镜状、薄层状泥质灰岩，局部夹有砂岩。具中厚薄层状，水平层理发育，含较多的动物化石。底部以一中厚层状泥岩与其下伏飞仙关组23段分界。顶以泥质灰岩并含大量的动物化石与永宁镇组分界，分界标志较为明显。永宁镇组（T1Y）本区内永宁镇组出露不全，厚度不详，与下伏地层过渡接触。岩性以灰色、灰白色灰岩为主，下部为灰白色、紫色色调的泥灰岩，由下而上泥质物及颜色条带逐渐减少。上述地层分布情况如下区内玄武岩分布于矿段北部边缘，煤系地层因受断层影响，仅分布于中部或低凹的沟谷中，多被覆盖或因塌陷等，使地层出露不全；卡以头组及飞仙关组主要分布于工作区西部，出露较好，形成山坡或高地；永宁镇组地层在工作区最东部出露。纵观全区地层均呈北东、南西向展布。第四系（Q）区内第四系厚度020M，一般厚度5M，与下伏地层呈不整合接触。主要由残积、坡积、冲积相粘土、砂质粘土、砂、砾等组成，多分布于沟谷的两侧地势平缓。低洼地带及山间凹地以及煤系地层的浅部。二、构造褶皱脚落沼矿段位于雨舍向斜北东端西北翼，除7线附近尚存有向斜迹象外，总体呈一单斜构造。地层走向呈北东向，与区域构造展布方向一致，倾向南东，倾角由浅部的4050向深部逐渐为变缓为2538。在断层线的两侧，因受断裂的引力作用，地层多直立或倒转。区内由于受拖湾脚落沼断层及六差冲断层影响，断层极为发育，致使本区的单斜构造分割成若干的较为独立的区间，破坏其完整性，造成地层产状的变化，并伴生一些小型褶曲。断层区内断层，按走向可分两组北东向断层多平行於地层走向，倾向北面，以逆断层为主。北北西向断层多切断地层走向，以平移断层为主。F1逆断层位于矿段北部，也是储量计算北部边界。断层从下山豆棚延伸至阿路格北，贯穿整个矿段，总长度大于6500M。断层走向近东西，倾向北西，倾角75。断层落差大于100M，断层地表出露较清楚，位置较为可靠，属初步查明。F2逆断层位于矿段北部，西自101号钻孔北，东到阿路格，走向长度大于6000M。断层走向北东，倾向北西，倾角75。使断层上盘的T1F1段与下盘T1Y地层接触，落差3070M。向北东方向有落差增加的趋势，属查明断层。F13逆断层位于矿段中部，自小青田小学延至紫坪咩山东，横切整个矿段，区内长达2000M。断层走向近南北，倾角约58。表现为T1F与T1Y地层接触，断层落差大于45M，属查明断层。F5、6、7、8、10断层组是位于F2逆断层下盘大致平行F2，总体走向北东倾向北西的一组小断层。这组断层，在走向上与煤系地层总体一致，在倾向大致平行F2断层，在断层性质上，有正断层，也有逆断层，断距都不大，在1030M之间，是破坏煤层连续性的影响较大的断层组。第三节煤层及煤质一、煤层本区含煤地层为二叠系上统宣威组，地层厚162M左右，含煤1424层，煤层总厚3004M，含煤系数18。区内较稳定的可采煤层共4层，其编号由上而下分别为C2、C3、C4、C5煤层，其余诸煤层均为不稳定煤层。C5煤层C5煤层FE2O3含量较低，而SIO2及AL2O3含量较高，含硫普遍低于其它煤层。C5煤层顶、底部普遍各有一层砂岩。C5煤层除第1勘探线和第2勘探线附近煤层情况不好外（可能受断层影响），全区内有向东变厚的趋势。C4煤层居于宣威组第一段顶部，其上为第二段的一套中厚层状砂岩、泥质粉砂岩，夹少许薄煤层。一般厚度不大，且不稳定。其下第一段为中薄层状粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩，含煤14层左右，其中以C4煤层最厚，以区别其它煤层，岩层中局部含菱铁质泥岩。煤灰成分分层采样化验结果反映，C4煤层上分层FE2O3、SIO2及AL2O3含量多呈秩序减低，形成阶梯状直方图，同时含硫量较高；下分层则普遍为一正凹状直方图，在本区上、下各煤层煤灰成分直方图中也是极独特的。C4煤层为本区的最主采煤层，其主要变化为在本区西端厚度较小，结构简单，而在第3勘探线至第6勘探线间，即矿段中部，厚度较大，且夹矸增多。C2、C3煤层C2、C3煤层都赋存于含煤地层上部第三段中，由于煤层间距变化大，煤层层数和厚度变化也大，煤层特征上较难区别。但在测井曲线上两煤层却有较明显区别。C2煤层煤灰成份SIO2含量明显高于本区各段煤层。硫含量变化较大，且含硫量有由西向东增高的趋势。C3煤层底板多为泥岩，C2煤层底板多见砂岩。C2煤层从西向东夹矸由无而渐增多到6层，且厚度也有增厚的迹象。C3煤层在第3勘探线以西，第1勘探线以东煤层较厚，而结构趋于复杂，矿区中部的大斜井附近则厚度变小，结构简单。其煤层特征见表13表13可采煤层特征表现编号原编号厚度（M）一般结构（M）夹矸（层）间距（M）底板顶板C2K6981647009704826904970236粉砂质泥岩泥岩C3K557218202165泥岩泥质粉砂岩C4K318603912315（M3/MIN）按井下同时工作的最多人数计算Q4NK式中N井下同时工作的最多人数（取N65人）4每人每分钟的供风标准（M3/MIN）K风量备用系数（取K135）Q465135351M3/MIN585M/S按采煤，掘进，硐室等处实际需要风量计算Q（QCJQJJQDJQQT）KKT式中QCJ采煤工作面实际需要风量的总和（M3/MIN）QJJ掘进工作面实际需要风量的总和（M3/MIN）QDJ独立通风硐室实际需要风量的总和（M3/MIN）QQT其他井巷需要风量的总和（M3/MIN）KKT矿井通风系数（取K125）1、采煤工作面实际需要风量的总和（QCJ）按工作面瓦斯涌出量计算QCJ100QCKC式中QC工作面绝对瓦斯涌出量（取QC12M3/MIN）KC备用风量系数（取KC15）QCJ1001215180（M3/MIN）按工作面温度计算设计工作面平均长度为60M，工作面进风流气温按2023计，工作面相应风速为1015M/SQCJ60VCSCKI式中VC工作面适宜风速（取VC15M/S）SC工作面平均有效断面（取SC57M2）KI工作面长度系数（取KI09）QCJ601557094617（M3/MIN）综合上述计算结果，风量取大值，则QCJ4617M3/MIN。2、掘进工作面实际需要风量的总和（QJJ）矿井有掘进头2个，配置55KW局扇，各供风120M3/MIN。QJJ120120240（M3/MIN）3、独立通风硐室实际需要风量的总和（QDJ）绞车硐室配90M3/MIN；井下变电所及水泵房配90M3/MIN；爆破器材发放硐室配200M3/MIN风；QDJ9090200380M3/MIN4、其他巷道需要风量的总和（QQT）取QQT30M3/MIN矿井总风量为Q（QCJQJJQDJQQT）KKT（461724038030）12513896（M3/MIN）232M3/S风量取大值Q232（M3/MIN）。二、风量分配回采工作面1个Q8（M3/S）掘进工作面Q2255（M3/S）绞车硐室Q22（M3/S）井下变电所及水泵房Q30（M3/S）爆破器材发放硐室Q40（M3/S）通风行人上山Q10（M3/S）矿井移交生产后，由于开采煤层厚度不同，为满足矿井生产要求，应根据采掘工作面位置、产量、巷道布置等及时调整风路和风量。第四节通风阻力计算一、矿井通风阻力本矿井进、出风井井口标高差小于150M井深小于400M，故不考虑自然风压。矿井通风阻力按下式计算HLP/S3Q2式中H矿井通风阻力（PA）摩擦阻力系数（NS2/M4）L巷道长度（M）P井巷断面净周长（M）S井巷净断面（M2）Q通过井巷的风量（M3/S）矿井移交生产时期的通风阻力计算见表41；矿井困难时期的通风阻力计算表42。经计算矿井投产时的风量232M3/S，通风阻力为5754PA。后期开采1300M水平通风困难时期风量通风阻力为851PA。二、矿井等积孔矿井等积孔按下式计算A119Q/H式中A等积孔（M2）Q矿井所需风量（M3/S）H矿井总风压（PA）移交生产时期A119232/123504矿井初期通风阻力评价“中等阻力矿井”，通风难易程度评价为“中等”矿井后期A119232/097815此时矿井通风阻力评价为“大阻力矿井”矿井通风难易程度为“困难”。表41矿井移交生产时的通风阻力计算表编号井巷名称支护方式阻力系数104井巷长度LM断面净周长PM净断面S风量QM2/S风速VM/S风压PA1主斜井砌碹401688552324624621510车场砌碹401051189723224293提升暗斜井锚喷1203209365213257341375车场锚喷90301189721221551375集中石门及集运巷锚喷90350855173461961375一采区石门砌碹90276855142833171375M4煤运输巷木支架1801258645143141684煤通风行人上山木支架180707645122715191141工作面运输巷木支架1802686458182810联络巷木支架18010723282525111141上工作面运输机巷木支架180118845818119121141上工作面木支架50060864581818114煤门及联络石门木支架1805486451431180151454M4煤回风巷木支架18015286451431506161454M一采区回风石门砌碹40120855142864171454M集中回风巷及回风石门锚喷90708557142118通风行人暗斜井锚喷100133855142817719总回风斜巷砌碹1006881451431118201510M总回风石门砌碹4085855162326121副井砌碹401738552324625322引风道砌碹40307342326811523小计45812410的局部阻力45925合计5045表42矿井困难时期的通风阻力计算表编号井巷名称支护方式阻力系数104井巷长度LM断面净周长PM净断面S风量QM2/S风速VM/S风压PA1主斜井砌碹401688552324624621510车场砌碹401051189723224293提升暗斜井锚喷1204979365213289141300车场锚喷90301189721221551300车场、集中石门及集运巷锚喷90437855173477361300一采区石门砌碹90380855142845671300M4煤运输巷木支架1801258645143141684煤通风行人上山木支架180707645143120692141工作面运输巷木支架1802686458182810联络巷木支架18010723282525112141上工作面运输机巷木支架180118845818119122141上工作面木支架50035086458181057132141下工作面回风巷木支架180158864511526355141375M4煤回风巷木支架18015286451431506151300一采区回风石门砌碹402768551428147161300M集中回风巷及回风石门锚喷90350855142842017通风行人暗斜井锚喷100320855214296018总回风斜巷砌碹1006881452147267191510M总回风石门砌碹40858552324612420副井砌碹401738552324625321引风道砌碹40307342326811522小计74092310的局部阻力74124合计815第五章防尘及消防第一节防尘措施一、基本防尘措施本矿井综合防尘以水、风为主并包括采煤工艺的技术改进；除尘、抑制煤尘飞扬、防止煤尘爆炸传播、矿尘检测和个体防护措施等。其主要措施如下采用湿式钻眼，防止粉尘的产生。“水炮泥”填塞炮眼，爆破降尘。在粉尘产生地点，如回采工作面、掘进工作面、原煤装载点、转载点等处喷雾洒水降尘。定期清扫、冲洗巷帮清除落尘，井下主要巷道刷浆，以利清扫冲洗煤尘。加强个体防护。二、回采、掘进工作面除尘措施采煤方法设计为走向长壁倾斜分层采煤法，生产安全、回采工艺简单，采用U型通风方式，有利于粉尘的排出。湿式钻眼减少粉尘生成量在采、掘工作中湿式作业以水治尘。湿式钻眼是将压力水送至眼底，冲洗、湿润眼内粉尘，防止飞扬，减少粉尘生成。湿式钻眼的水量为3L/MIN，压力0305MPA。及时更换磨钝钻头，加强钻机、钻具的维修，减少粉尘生成。“水炮泥”充填炮眼，爆破降尘当炸药爆炸时产生的高温、高压将水压入破碎的煤块内使之湿润，汽化水很快形成雾滴湿润爆破后产生的粉尘，起降尘作用。合理布置炮眼及装药量炮眼填塞符合煤矿安全规程要求，是减少煤尘、严防抽炮、串炮，防爆炸的重要措施。通风除尘通风除尘是综合防尘措施中的一个重要措施之一。在产尘地点采用各种措施防尘后，空气中仍含有一定浓度的粉尘，尤其是小于10M的粉尘能长时间悬浮于空气中，对人体健康影响很大，因此必须采取有效的通风防尘措施加以稀释排出。影响通风防尘的主要因素是风速。风速过低、粉尘不易排除，过高则易扬起落尘，增加空气中粉尘的浓度。掘进工作面除尘的最优风速为0407M/S。回采工作面煤体的水份、小时生产能力和防尘措施效果等，决定最优排尘风速小大，设计工作面的风速值在120M/S之间，与有效排放瓦斯、粉尘的风速基本一致。且采、掘工作面均为独立通风系统，既有利于瓦斯排除，又有利于粉尘排除。采煤工作面设两组喷雾洒水降尘装置，掘进工作面设一组喷雾和洒水装置，以湿润煤体，捕捉浮尘，减少粉尘场起。回采工作面回风巷设水幕降尘。在距工作面50M内的回风巷设净化风流水幕。个体防护。在采取上述措施后，空气中的粉尘虽可以降到卫生标准，但仍有少量微细粉尘悬浮于空气中，也有局部地点达不到卫生标准。所以还要采取个体防护措施，要求所有接触粉尘的作业人员，必须佩戴防尘口罩。第二节地面防尘及消防矿井采用地面、井下消防联合供水方式，按矿井在同一时间火灾次数为一次，消防用水量为15L/S，其中室内为10L/S，室外为5L/S。火灾延续时间按2小时计，消防用水量为108M3/次。在工业场地坑木加工房内设一个SN50室内消火栓，在坑木加工房室外设一个SS10010型地上式消火栓，在锅炉房旁设一个SS10010型地上式消火栓。在工业场地选用一台BJ10型手抬机动消防泵供消防时使用，消防泵性能Q85L/S；H50M；N10马力。在井口材料库设置一个SN50消火栓，并选用一台BJ20型手抬机动消防泵供消防时使用，最大流量为125M3/S，最大扬程为60M。第三节井下防尘及消防一、消防及防尘用水量井下防尘用水量见表51。表51井下防尘用水量名称数量单位耗水量（M3/H）最大用水量（M3/H）同时使用系数（M3/H）昼夜用水时间（H）昼夜耗水量（M3/D）喷雾、洒水器2601846808830湿式钻眼12025300324216冲洗巷帮8水炮泥02合计598井下综合防尘用水量为598105628M3/D。井下采用消防及防尘洒水联合供水系统。井下消防用水量为5L/S，火灾延续时间按3小时计，则井下消防用水量为54M3/次，防尘洒水为628M3/D。二、消防及防尘洒水系统井下消防及防尘用水采用静压供水方式，在工业场地内，标高为1650M处建有一座200M3的高位水池，用DN50普通焊接钢管经副井、1510M总回风石门、通风人行暗斜井至井下各用水点。（一）在暗斜井1510M上部车场、11454M和1375M中部车场附近设置SN50型消防栓供消防时使用。（二）在回采工作面设置武安4型（D3MM）洒水器和鸭嘴喷雾器，掘进工作面设置武安4型（D3MM）洒水器。在回风巷距工作面50M内设置净化风流水幕。（三）在1375M煤层运输巷、1141上工作面运输巷及回风巷内每隔100M设置一个三通及阀门，以便连接软管冲洗巷帮。（四）根据开采深度的不同，在洒水管道上可设置调压阀和减压板使洒水点的压力保持在0305MPA。（五）在机电硐室配置干粉灭火器。第六章灾害预防及安全措施第一节灾害预防一、预防井下火灾（一）井口必须设置消防器材库（二）井下变配电硐室和其他主要机电硐室必须配置防灭火装置。（三）机电硐室严禁堆放可燃材料和其他杂物。（四）严禁入井人员带烟火下井。（五）制定井下各处火灾发生的不同避免路线、救灾措施和灭火方法。每个下井人员都应熟悉火灾应急措施、避灾方法和路线。（六）加强电器防爆管理。二、预防瓦斯煤尘爆炸（一）严格执行“规程”中高瓦斯矿井的各项通风、瓦斯、煤尘管理的规定，特别要加强局部通风管理和加强瓦斯检测，严防瓦斯超限引发瓦斯燃烧和爆炸。（二）严格井下电器设备的防爆管理，严防电器火花产生，严禁井下明火明电明刀闸存在。（三）瓦斯超限排放，局部瓦斯聚积处理等，必须制定专门措施并从严执行。（四）制定井下发生瓦斯爆炸时避灾线路图和应急救灾措施方案，要求每个入井人员都熟悉瓦斯爆炸发生的应急措施、自救方法、避灾路线。三、预防井下水灾（一）一定要坚持“有疑必探、先探后掘”的探水原则，防止突水。（二）留设足够的采空区隔离煤柱，确保矿井开采时避免地面水及老塘水溃入井下。（三）矿井涌水量雨季较大，必须加强矿井排水设备设施的管理，保证水泵正常运转。（四）重视开采区地面及井口的防排水工作，防止地面的汇水涌入井下。四、预防冒顶矿井开采煤层顶板稳定性大多较差，因此，在矿井建设和生产中，必须采取以下措施预防冒顶（一）矿井建设期间必须随掘随支，背实顶帮；在矿井生产中，采煤工作面推进和掘进时必须及时支护，顶部要塞紧背实，严禁空顶作业。（二）局部冒顶漏顶时要及时处理，处理时必须接顶。（三）当工作面出现冒顶征兆时，必须立即停止作业，撤出人员。（四）当巷道出现顶压底鼓时，必须及时采取支架穿鞋戴帽加地梁，改变支护方式等有效措施加以处理。（五）回采掘进中必须严格执行“规程”中有关顶板管理的规定。第二节主要安全措施为了贯彻执行党和国家的安全生产方针，坚持安全第一，矿井生产必须严格执行“煤矿安全规程”，针对本矿井的实际，拟定以下主要安全技术措施一、采煤与掘进（一）采掘工作面开工前必须编制回采和掘进作业规程，作业规程必须符合“煤矿安全规程”的要求。（二）根据矿井采煤方法的特点，工作面运输巷、回风巷在距采煤工作面20米范围内要加强支护。回采工作面回撤支架过程中，人员一定要处于安全位置。（三）加强掘进迎头的管理，工作面要及时支护，严禁空顶作业。（四）巷道的砌碹或支架，其与顶、帮之间的空隙必须塞紧、背实；冒顶、漏顶要及时处理。（五）采煤工作面装煤放煤时，人员一定要处于安全位置。（六）当工作面发现危险预兆时，必须立即停止作业，撤出人员后，再制定措施进行处理。二、机电运输（一）矿井投入生产后，机电设备要坚持做好“六消灭”，做好机电设备的日常维修工作。（二）电气检修应按安全操作规程进行；提升、运输、通风、排水等主要设备必须制定操作规程，操作人员必须持证上岗。（三）下井人员必须携带矿灯，专灯专用，禁止在井下打开或擅自修理矿灯。（四）人力推车时，应随时注意前方有无行人或障碍物；严禁蹬车、扒车和放飞车；矿车与矿车之间应保持10M以上的距离；（五）加强井下防爆电器的管理，严禁不防爆的电器下井。三、通风瓦斯管理（一）矿井通风系统必须保持合理，各用风地点的风量配给必须有措施保证；必须定期测风和调节风量；主扇必须24小时运转。（二）井下各种通风设施必须严格管理，做到经常检修；主要进回风路之间的主要风门要设置反向风门，以形成反风系统；每年必须进行一次瓦斯等级鉴定和反风演习。（三）加强局部通风管理，严禁随意开停局扇。（四）建立健全瓦斯监测管理制度，严格执行“煤矿安全规程”的各项规定。（五）废巷、盲巷和暂不使用又无通风的巷道要及时密闭，并打上栅栏，揭示警标。井下必须杜绝各种火源。（六）矿井通风系统示意图要定期改绘。第三节其他一、要定期进行各主要工种人员的培训。二、在矿井建设中，要注意收集矿井瓦斯资料及地质、水文资料，为制定安全措施提供依据。三、使用良好的施工设备和设施，确保工程质量。四、矿井生产过程中，要根据矿井生产的实际制定详细的安全措施；各种灾害预防措施要建立健全并有实施保障。五、主扇试运转时，必须测定主扇风机的运行参数。六、每一单项工程开工前必须编制作业规程，特别是采煤工作面和掘进工作面的作业规程要详细编制。作业规程中，必须制定各种具体的安全措施。施工必须严格按批准的作业规程进行。第四节防尘措施煤矿在回采、掘进、装载、转载过程中产生大量粉尘，故在生产中必须采取综合防尘措施。主要措施如下一、在煤尘、粉尘产生地点如回采工作面、掘进工作面、原煤装载、转载等处要进行喷雾洒水防尘。二、采用湿式钻眼,炮眼要用水炮泥封孔。三、定期冲洗巷帮。四、加强个体防护。第七章主要机电设备选型第一节提升设备一、概述该矿井提升系统为两级提升，一水平1510M为明斜井提升，二水平（1300M）为伪倾斜暗斜井提升，各水平均设主、副井筒各一条。主井担负提煤，提矸、运送设备材料等，副井铺设管线和回风。主暗斜井担负提煤，提矸、运送设备材料、运送人员，副暗斜井铺设管线和回风。矿井分为一、二水平开采，暗斜井先期提升于一水平（1375M），后期延伸至二水平（1300M）。将煤提升至1510M水平，经明斜井提至地面。暗斜井提升设备需考虑至（1300M）二水平提升。本矿井选用MF076A型侧卸式矿车，串车组列。该型矿车质量450KG，载质量原煤600KG。二、设计依据（一）明斜井提升设备选型矿井设计能力90KT矸石量9KT坑木消耗量100M3KT炸药35T/万吨雷管1000发/万吨矿井工作制年工作日330D，三班提升，每班8小时。矿井井筒倾角25井筒斜长185M车场型式井下（1510M）为平车场、地面（1588M）为甩车场，车场计算长度30M。一设备选择1钢丝绳矿车载货质量GVC0909070567T567KG绳端荷重按每钩提升四辆煤车QO4（450567）（SIN250015COS25）G1739023N提升钢丝绳选用619股绳纤维芯钢丝绳其技术特征如下钢绳直径17MM钢绳单重1023KGM钢丝抗拉强度极限1665NMM2钢丝破断力总和180320KG钢丝韧性标准I号捻向右、同向捻钢丝绳安全系数（提升煤车时）KG25COS0SIN023145173902895592绞车选择滚筒直径DG80171360MM最大静拉力FMAX17390232451023（SIN2502COS25）G188735N综上计算，选用JTP16型单筒矿用绞车，其技术特征如下滚筒直径1600MM滚筒宽度1200MM最大静拉力45KN传动比20绳速245MS配套电机容量115KW校核滚筒宽度B（171）612409081MM按单层缠绕计算。电机容量计算电机容量N9204581578KW92绞车选择滚筒直径DG80171360MM最大静拉力FMAX17390242921023（SIN2502COS25）G1915805N综上计算，选用JTB161220型单绳防爆绞车，其技术特征如下滚筒直径1600MM滚筒宽度1200MM最大静拉力45KN传动比20绳速245MS配套电机容量90KW校核滚筒宽度B（171）61287108584MM按单层缠绕计算。电机容量计算电机容量N92045165587KW90KW3提升速度图一次提升周期时间T3538S4最大班提升作业时间表序号作业名称单位数量一次提升量作业次数一次提升时间（S）作业时间（S）1煤吨133266503538176902矸石吨161620283538283043坑木M307233538106144其他4353814152合计22997附注1煤、矸石提升已计入125提升不均衡系数。2上述作业并计入085矿车载满系数。5设备年实际提升能力AN124万T9万T71036TXCQTBR7108354266实际富裕系数AF13812AN942经验算，设备满足矿井生产需要。第二节排水设备一、矿井排水系统概述矿井原有的排水系统布置在1510M水平，由于生产扩大，开采水平的延伸，原有的水仓及水泵已不能满足现在的生产需要。扩建后的开采水平已延伸至1375M水平，排水方式有两个方案可供选择（一）分段排水方案从1375M水平将矿井水排到暗斜井上口后，经石门自流入现水仓后，用现有排水系统排出地面。此方案的优点是可充分利用现有排水设备，缺点是排水环节多、系统复杂，运行不稳定。（二）一次排水方案从1375M水平直接将矿井水一次排出地面。此方案的优点是一次完成矿井排水，系统简单、易于维护，缺点是排水设备能力大。经比较，选用一次排水方案较为优越，因此排水设备按现开采水平计算。二、选择依据矿井预计涌水量正常20M3H最大40M3H井筒垂深214M管道计算长度690M三、设备选型按矿井正常涌水量，确定水泵排水能力Q122024M3H计入吸水高度，水泵计算扬程H125（21455）27438M选用D46506型离心式水泵，其主要技术特征如下流量46M3H扬程300M效率063配套电机容量75KW设定水泵工况点流量46M3H四、管径选取1、排水管内径选取DG0086MDEVQ36042、吸水管内径选取DSDG258625111MM排水管DN102，吸水管DN1213、壁厚选取02035APDKG22140821因此排水管管壁厚度可选5MM，吸水管厚度可选6MM4、排水管及吸水管各计算参数排水管V1210946156MS吸水管V220111MS排水管阻力损失HWPHWPGVDLPP2003810910768956123651M吸水管阻力损失HWXHWXGVDLXX20034109108912086M允许吸水高度WXSXHGVH26586091558M考虑由于管道淤积增加之阻力，水泵总扬程HGVHHPWXXP27121455817086365189561228332M管道阻力系数R0032HQG2465138管道特性方程H65003Q2水泵运行工况点为Q39M3H，H324M，062五、电动机功率N1156201360946508KW六、水泵配置及管道本矿井水泵设置三台，其中一台使用，一台备用，一台检修。管道敷设两趟，一趟使用，一趟备用。吸水管及排水管道分别选用1025和1216无缝钢管，管端连接，除泵房内采用一端固定，一端活动之钢制法兰外，其余均采用管箍接头。七、水泵安装及布置新增的D46506型水泵的尺寸如下水泵全长（包括电机）L2122MM，电机宽度B1720MM，水泵宽度B2570MM，水泵高度H690MM。水泵机组底座周边与基础边缘的距离不小于100MM，地脚螺栓轴线距基础边缘的最小距离不小于螺栓直径的4倍。第三节通风设备一、设计依据1、矿井总风是量Q232M3S2、负压H15045PAH2815PA3、初期为分区式通风4、高瓦斯矿井二、风量和风压的计算1、矿井需风量Q1152322668M3S2、通风压力通风机静压H1静50451506545PAH2静815150965A三、预选风机按H、Q参数初选FBCZ（原BK）546NO16型节能防爆轴流式通风机，配用YBFE280M6型55KW电机。四、通风工况点按通风方程式HRQ2求风路特性曲线H1092Q2，H2136Q2与FBCZ（原BK）546NO16型通风机性能曲线的交点初期工况点M1Q128M3S，H1725PA，1080，13。困难时期工况点M2Q22723M3S，H21009PA，2065，3。如下图所示五、确定电机功率确定通风机的配用功率即YBFE225M6型，30KW，工作电压380V。六、台数的确定FBCZ（原BK）546NO16型防爆节能轴流式通风机，其技术特征通风机压力H2001050PA，流量Q1947M3S，功率30KW，共选用2台，其中一台工作，一台备用。因此风机仅为一采区服务，初期、困难期的通风参数一致，因此，首采区内不更换通风机；待二号风井投产时，另行根据二采区通风参数选择二采区的主通风机。七、风机的主要特点本机主要特点投入使用过程中，如需改变坑道风流方向，只需将电机换相反转，即可达到反风目的，反风量可达60以上。此外调整叶片角度即可改变风机参数。第四节压缩空气设备根据开拓、开采布置及煤层赋存情况，除少量石门巷道外，井下大部分巷道均沿煤层布置，无需安装固定式压风设备，所以选用移动方便、安装快捷、供气稳定的VFY6/7KB型移动式空压机一台作为暗斜井掘进供风设备。第八章供电及通信第一节供电电源本矿区属双回路单电源供电，电源是从三道桥35/10KV降压站配出两趟10KV架空线路，属于煤矿专用线路和农网。为实现双回路双电源供电，保证矿区通风、排水等一级负荷的用电可靠性，建议业主和当地供电部门协商解决双回路双电源供电。在地面供电高、低压配电系统都预留了一面进线屏，已备将来使用。在没有实现双回路双电源供电期间，本设计为矿区配备了一台100KW的柴油发电机作为过渡措施，以确保通风、排水等一级负荷用电的可靠性。第二节矿井负荷设备总容量9965KW设备总台数30台工作总容量6924KW设备工作台数22台有功功率50803KW无功功率39129KVAR自然功率因素COS079补偿容量23242KVAR