建平县鸿运煤矿四井项目可行性研究报告

- 1 - 1 建平县鸿运煤矿四井初步设计 说 明 书 （修改） 工程编号： 型： 吨 /年 南票矿力局设计所 二七年五月 - 2 - 1 建平县鸿运煤矿四 井项目 第一章 自然概况及地质简介 第一节 自然概况 建平鸿运煤矿四井位于朝阳北西 120，行政区划隶属于建平县二十家子乡管辖。 井田地理坐标为： 东经： 119 43 18 北纬： 42 07 54 矿区交通比较方便，公路从矿区中部通过，有班车通往叶柏寿及敖汉。该矿距叶柏寿 110朝阳 120 敖汉 25铁路赤叶线古山火车站 50见交通位置图。 企业类型：私营 采矿权人：刘铁石 该矿区为低山环绕，中间部门则为平缓的丘陵，构成一盆地状。其周围山地标高为： 700m 800m，最高则达 1000m，中间盆地一般标高为 500m 650m，最低为 480m。矿区属低山丘陵区，大陆性半天燥气候，雨量稀少，蒸发强烈，年最大降水量在 800平均降雨量600右，主要集中在 7 8 月份，蒸发量在 2080右，属干旱半干旱地区。夏离炎热， 7 8 月份温度较高，最高气温达 +39， 12 月份气温较低 ，最低气温可达 年平均气温 10。年霜冻期156 天，年最大冻土厚度 大积雪厚度为 330大风速 24m/s。 当地居民生活为农业为主，主要农作物玉米、大豆等，副业有林业、采矿业，居民生活条件较好，电力、劳动力充足。 - 3 - 1 地震裂度为度。 - 4 - 1 第二节 地质简介 一、地质勘探状况 1958 年内蒙 104 地质队在该区东北部敖汉境内白塔子 带进行过煤田地质勘控。 辽宁煤田地质勘探公司 104 队于 1971 年进入该区进行勘探，至1971 年 12 月提 交二十家子矿区普查最终地质报告，获得 B+C 级储量 吨。建平鸿动煤矿原名为二十家子煤矿，始建于 1958年 12月，为建平县国营煤矿。 1984年为朝阳市地方国营煤矿， 2003年 10 月企业破产后，重新划归为建平县政府，现改制为建平县鸿运煤矿，鸿运煤矿四井是该建平县鸿运煤矿的新建接续矿井。 矿区大地构造位置于内蒙 内广泛出露中生界沉积岩。 二、地层 1、古生界地层 （ 1）奥陶系（ 0）、志留系（ S）： 分布在二十家子煤矿的西部，以高大山岭地貌出现。其岩性特点则是 以暗绿色、灰然，大理岩夹片岩为主，产状较乱且发生变质作用，在大理岩中发现贝类化石，划属为奥陶志留系。 （ 2）石岩系（ C） 分布在二十家子煤矿矿区的东北角徐家水泉一带，岩性为砂岩，板岩为灰岩。 2、中生界地层 - 5 - 1 （ 1）侏罗白垩系义县组 分布在二十农家子矿区南部的东部与西部，岩性为安山岩、玄武岩、页岩夹粉砂岩。 （ 2）侏罗白垩系九佛堂组（ 分布在矿区东部，岩性为砾岩、砂岩、页岩夹粉砂岩，地层走向向 W，下伏于鸿运煤矿煤层之上。 （ 3）白垩系阜新组（ 在该矿区广泛分布，岩性为砂砾岩、 砂页岩夹煤层，鸿运煤矿含煤段即含在该地层之中，该含煤层在大度包容区地质中详述。 3、新生界地层 区域上较为发育，主要分布在含煤地层之上，厚度 5 50m。 主要包括第四系上更新统（ 全新统（ 三、构造 鸿运煤矿四井，处于天山 阴山纬向隆起带与新华系 区西部的古生界地层从 向挤压而冲掩，造成煤矿矿区内部由对扭而产生两组断裂， 为压扭性断层， 第三节 矿区地质 一、地层 鸿运煤矿四井井田内出露地层比较简单，均为中生界白垩阜新组（ 在鸿运煤矿矿区普查最终地质报告中，将该含煤层划归为中生办阜新组，本文将遵循辽宁省区域地质志的观点，将原普查报告中的含煤系地层更正为阜新组（ 义县组鸿运煤矿四井煤 - 6 - 1 层亦即描述为阜新组鸿运煤矿四井含煤段，该含煤岩系自下而上描述如下： （ 1）下部砾岩层下段（ ）： 该层以紫色砾岩为主，夹薄层粗砂岩及细砂岩，砾石成份以安山岩为主，有少量凝灰岩和花岗石，砂泥质胶结，砾径最大 5圆不好，分选差。其厚度约在 800下伏地层关系不清。 （ 2）下部砾岩层上段（ ）： 该层主要以灰绿色砾岩，砾石为安山岩及少量变质岩、凝灰岩，砾径一般为 34大为 10灰质胶结，与下伏紫色砾岩呈逐渐过渡整合关系。 （ 3）黑色泥岩层（ 以黑色泥岩为主，夹薄层粉砂岩浆，具水平层理小型斜层理，含种子化石及叶肢介，是勘探区停孔之标志层。与下伏岩层为整合接触。 （ 4）鸿运煤矿四井含煤段（ 是本矿区主要含煤地层，由灰白色粉砂岩、灰色页岩、灰白色细砂岩浆、砂砾岩及煤层组成。 在鸿运煤矿四井含煤段中共含七个煤组，其中六煤组、七煤组为主要可采煤组，三、五煤组次之，一二 、四煤组零星分布局部可采。但邻井经过几十年的开采经验证明，一至五煤组基本上是不可采煤组，故矿山开采对象一直为六、七煤组，就六、七煤组而言，采矿中所见煤层真厚度与当时钻孔中的见煤层真厚度有一定差距，这与当时的钻探技术（主要是矿芯采取率不高）不无关系。例如 2 线 777孔七煤层所示，煤层厚度为 际可采厚度只有 右。 （ 5）上部砾岩层（ 该层为灰白色砾岩为主，薄层灰白色粉砂岩、灰色泥岩。含薄煤 - 7 - 1 一至七层，厚度在 灰份较高，无经济价值。砾石成分为安山岩，流纹岩及凝 灰岩所组成，该层与下伏地层呈整合关系。 二、构造 鸿运煤矿四井矿区断裂构造复杂，总体是以轴向 E 两翼较缓的向斜构造。 据钻探资料显示，该区构造复杂，全区自北向南确定和推断断层38 条。断层规模不等，发育程度不同，例如在四井范围内的 层，走向 W，倾向 角 65，在整个矿区内诸断层纵横交错，断距大小不一，但对煤均起破坏作用，也对地下开采工作增加难度，四井范围内断裂构造特征见下表： 鸿运煤矿四井内主要断层统计表 （表一） 断层编号 断层性质 产状要素 落差（ m） 主要依据 走向 倾斜 倾角 ( ) W 5 80 向 7738号孔向深部结合 8勘探线煤层推定 57 W 5 83 7757孔 56 W 0 73 127 7755、 7739、 7737孔 W N 75 62 7124、 7735 孔 35 W 60 E 5 140 7733、 7124、 7731、 7721孔 37 E 0 140 170 7742、 7739、 7755、 8 三、煤层特征 全区煤层变化规律为： 西部厚，结构复杂，以湖泊沼泽相为主，岩石粒度较细；东部煤层变薄，结构简单，以半沼泽相与河流相交替出现，岩石粒度变细。 六煤组分布 9 11勘探线之间，分布面积大于七煤组。煤组结构较为复杂，由于 1 25 个分煤层组，一般为 10 个分煤层，煤组可采 - 8 - 1 厚度 度较为稳定。 七煤组亦分布在 9 11勘探线之间，只是在相邻两勘探线分布面积小于六煤组。一般为 8个左右分煤层，煤组可采厚度 北向南有变薄趋势，煤层倾角一般为 10 12。 煤 层 特 征 表 （表二） 含煤地层 煤层编号 煤层 厚度 / 最大平均 层间距离 / 最大平均 结构夹矸层数 可采性 稳定性 真密度（ 顶底板岩性 顶板 底板 侏罗系 阜新组 六煤 基本稳定 板：砂岩细砂岩 底板：泥岩、页岩 11 35 七煤 0 1 基本稳定 板：砂岩细砂岩 底板：泥岩、页岩 四、煤质 煤的颜色一般呈黑色及黑褐色，无玻璃及油脂光泽，煤岩成份主要以暗煤 为主，煤中含方解石脉，为条带状结构，煤质牌号为气煤，可用一般配焦用煤和民用用煤。 详见煤质化结果表： 煤层原煤工业分析表 （表三） 层 号 ) ) J/) ) 煤 层 26 、水文地质 鸿运煤矿四井处于低缓丘陵地带，地面标高在 600m 627四系覆盖层较厚，其下部有砂砾岩层为含水层，该矿地势北东高，西南低，山间沟谷发育，大气降水可通过地表经流排汇，水文地质条 - 9 - 1 件简单。 矿区正常涌水量 43m3/h，最大涌 水量 63m3/h。 六、矿井瓦斯、煤尘及自燃发火 该矿井邻井瓦斯涌出量经鉴定为高瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量为了 t，但随着采掘深度加大，瓦斯涌出量会有所增加，需加强瓦斯观测，注意通风。 该矿邻井煤尘有爆炸危险（详见 2004年煤尘爆炸鉴定报告）（鉴定单位：抚顺煤研所）。 矿井煤与瓦斯（ 突出危险，无冲击地压，地温情况正常。 第四节 储 量 该矿井田范围为：北起 至 起断层露头，东至 断层，走向长 斜宽 井范围共有 5个拐点坐标点控 制。 矿区范围拐点坐标表 （表四） 坐标 拐点 X Y Z（开采界限） 1 555m +250m 2 采标高限界，上限开采标高为 +550m,下限开采标高为 +250m。 井田面积： 地质储量：根据实际巷道勘探和相邻矿井资料， 2005 年度储量 - 10 - 1 核实报告，确定该矿储量级别为 122b），总地质储量为 第二章 开拓与开采 第一节 设计利用储量的计算 鸿运煤矿四井主要是对六、七煤组煤层的开发。 本次设计方案的地质资料为 2005 年度评审备案证明及辽国土资储备字 2005044 号文。 监测地质报告认定该矿六、七煤组储量合计为，吨。矿井可采储量 鉴于目前煤矿工业指标中最低可采厚度提高至 矿六煤组共划分五个矿块，储量为 煤组共划出五个矿块，储量为 吨，详见储量计算结果表。 建平县鸿运煤矿四井可采储量计算结果表 （表五） 单位（千吨） 煤层块段 地质储理 设计煤柱 村庄煤柱 利用工业储量 回采率 可采煤量 121 1 262 262 85% 21 2 122 122 121 3 5% 21 4 5% 21 5 5% 煤组合计 5% 21 1 5% 21 2 121 3 5% 21 4 5% 21 5 29 29 85% 煤组合计 967 - 11 - 1 总计 ： 1设计煤柱包括工业广场保护煤柱和主、副井筒保护煤柱与部分断层煤柱 2转山子村村庄煤柱。 第二节 矿井设计能力及服务年限 1、生产规格的确定 矿井设计能力：鸿运煤矿四井是一对新建的矿井，根据辽国土资储备字 2005044 号文，矿井的煤层地质储量，煤层的煤质特征，以及煤层的赋存条件，井型定为 15 万吨 /年。 矿井生产能力的计算：该矿生产能力分两个采区计算。 一采区：按走向长壁采煤方法，回采工作面长 70m 80m，小班进尺 用两采一准，每天循环进度 作面年生产能力为： 工作面斜长煤厚循环进度煤的比重工作面回采率年天数两班 =80 97% 330 2 =进工程煤：年进尺煤厚断面宽煤的比重 =2400 吨 一采区生产能力 =回采煤量 +掘进煤 =吨 二采区：按走向长壁采煤方法，回采工作面长 70m 80m，小班进尺 用两采一准，每天循环进度 作面年生产能力为： - 12 - 1 工作面斜长煤厚循环进度煤的比重工作面回采率年天数两班 =70 97% 330 2 =吨 /年 掘进工程煤：年进尺煤厚断面宽煤的比重 =2400 吨 二采区生产能力 =回采煤量 +掘进煤 =吨 矿井生产能力 =一采区生产能力 +二采区生产能力 =吨 =15万吨 2、矿井服务年限计算 矿井工作制度：年工作日 330 天，每天三班作业，其中两班生产一班准备，每班工作 8 小 时，每天净提升时间为 16 小时。 矿井地质储量为 吨，矿井经济可采量 吨。 回采率按 80% 85%计算。 T= 式中： - 13 - 1 T 矿井服务年限（ a） Z 矿井可采储量 矿井设计生产能务 15 万吨 /年 K 储量备用系数，取 三节 开拓方式 一、开拓方式： 并田开拓方式及井口位置 (1)井田开拓方式 由于井田内煤层埋藏较浅，其深度 75 325m 之间，平均深度 125m，采用斜井开拓本井田是适宜的 ，采用立井等其它开拓方式在技术上不合理，因此本井田采用斜井单水平上、下山开采的开拓方式。 (2)井口位置选择 井口位置选择考虑主要因素： 工业广场占地面积； 地形与工程地质条件； 煤的运向； 地面建筑物及居民住宅区； 兼顾地面公路建设； 矿井两翼互相兼顾，尽量达到均衡生产； 井筒、井底车场位于比较稳定的岩层中。 根据井田内地质储量、煤层赋存条件、地质构设形态及本矿具体 情况确定井口位置。 井口位置布置在井田西部，将一对斜井布置在煤层底板中。西部 - 14 - 1 煤层露头方向，地势平坦，便于布置工业广场。井筒位置 在井走向和储量中心区域。钻孔 7756、 7757 号岩层稳定，末见断层，在此处布置井筒便于施工；确保井筒安全掘进，且经济技术合理。 根据 7757 号钻孔提供的地质情况，井筒位于煤层底板，其围岩主要为砾岩、泥岩，表土层厚 36m，工程地质情况良好。 该井田主要储量赋存在 +440m +550m 水平的可采煤层。 井田煤层倾角较缓，地质构造较为复杂，所以根据储量和现有生产矿井经验数据，将井田划分为一个生产水平，即 +500m 标高为生产水平标高。上山阶段从 +500m +550m；下山阶段从 +500m 440m。 主、副井井筒均掘到 +500m 水平。 生产水平用石门和运输大巷联系各个采区。 +550m 为上山阶段回 风水平标高。 主、副井井筒斜长均为 296m，井筒坡度 25，主、副井井筒间 距为 30m，主、副井井筒均设行人台阶和扶手。 二、井口位置及水平划分 井口位置的选择尽量将井筒布置在储量中心区域，为此将井口位置选择在 7757 号钻孔附近。 根据 7757 号钻孔提供的地质情况，井筒位于煤层底板，其围岩 主要为砾岩、泥岩，表土层厚 36m，工程地质情况良好。 该矿井煤层主要储量赋存在 +450m +550m 水平中。 井田煤层倾角较缓，地质构造较为复杂，若水平垂高过大，将会 给技术管理带来一定的困难，所以根据储量和现有生产矿井经验数据，将井田划分为一个生产水平 (+500m)。采用斜井单水平上、下山 开拓方式： - 15 - 1 +500m +550m 采用上山开采，划分为两个采区，即一采区和二采区。 +440m +500m 采用下山开采，划分为三个采区，即三采区和四采区和五采区。 井底车场设 +500m 水平，主、副井井筒均掘到 +500m 水平。 首采区为一采区和二采区，矿井移交采区为一采区，首采工作面 为六煤 组 +533m 至 +550m 阶段回采工作面。接续采区为三、四采区。 转山子村村庄设保护煤柱，一共压煤 30 52 万吨。本设计按不采考虑，将来如煤炭资源提价，矿主可根据市场情况也可动迁转山子村后，方可开采转山子村村庄煤柱。 三、开采程序 矿井移交生产一个采区，一个回采工作面，两个掘进工作面，开 采程序沿倾斜自上而下，沿走向由边界向中央后退开采，首采煤层为 六煤组，次之开采七煤组。 矿井正常生产时为两个采煤工作面，有四个掘进工作面保证采区 接续准备。 第四节 井筒、井底车场及硐室 一、井筒 主井为主提升井，用于提煤、提矸石、下放材料和设备、升降人 员，兼作入风井，井筒倾角 25，铺设 24m 铁轨，轨距的 600 井筒断面按通风，运输要求考虑。 在主提升井敷设入井电缆三条，敷设排水管路两条，防火、消尘 管路五一条。 - 16 - 1 副井为回风井，倾角 25 ，铺设 24kg/m 铁轨，井筒断面按通风要求考虑。建井时安装的绞车留作以后井下检修和安全备用。井筒特征见表： 井 筒 位 置 及 特 征 表 （表六） 井别 主井 副井 井筒坐标 X 4666558 4666586 Y 40476735 40476750 Z +625 +625 井筒断面 净（ （ 筒斜长 296m 296m 井筒坡度 25 25 方位角 130 130 用途 提煤、下料、进风、行人 回风及安全出口 支护形式 料石碹或锚网 料石碹或锚网 主井坐标： X=Y=Z=625m，方位角 130，井筒坡度 25，按此坡度下掘至 +500m 标高停止，拉 +500m 水平井底车场、 +500m 水平石门和 +500m 运输大巷，完成主井的开拓布局。 副井坐标： X=Y=Z=625m，方位角 130，井筒坡度 25，按此坡度下掘至 +500m 标高停止，用联络巷与主井井底车场联通。 主、副井井筒均设行人台阶和扶手。 二、井底车场及硐室 主井至 +500井设甩车场，井底车场运输石门与 +500下变电所和泵房位于主、副井井筒之间，变电所和泵房长 40m，断面 主井井底车场平行布 - 17 - 1 置两个水仓，水仓长度 86m，净断面 容水量 422于矿井 8 4228 Q 正 。 具体布置方式详见开拓方式总平面图、开拓方式剖面图。 18 1 19 1 20 1 第五节 采区划分及开采顺序 一、采区划分 本井所采煤层倾角 10，为单斜构造，设计沿 +500m 水平形成上，下山开采的格局： +500m 水平标高以上为上山采区，有南翼的一采和北翼的二采区； +500m 水平标高以下为下山采区，有北翼的三采区、南翼的四采区和 断层以南的五采区：全井共划分 为五个采区。 由于南翼的一采区和北翼的二采区相对距井筒较近，工程量较 少，故设计投产移交采区为南翼的一采区，准备采区为北翼的二采区。 两个采区各有一个回采工作面回采。 二、开采顺序 开采顺序煤层首先开采六煤组煤层，次之开采七煤组煤层。两煤 组回采工作面错距为 40m，本煤层开采自上而下，倾斜间先浅后深， 上、下山间先上山后下山的原则进行开采。由于北冀井田东侧为转山 子村民宅所压，本设计暂不进行开拓。北翼先采上山采区，后采下山 采区。南冀先采上山采区，后采下山采区，最后采 断层以南的 下也 采区。 第六节 采区巷道布置及采煤 一、采区位置 矿井首采区为井田南翼的一采区，准备采区为北翼的二采区，一、 二采区均为走向长壁回采工艺采煤。两个采区距井筒较近，开拓工程 21 1 量较小，且均为上山采区，所以首采移交采区选择一采区。 二、采区巷道布置 按矿界井田南北走向长 600 700m，东西倾斜宽 700m，根据煤层赋存状态，开采技术条件等诸多方面因素，采用斜井单水平上、下山开拓，生产水平为 +500m 标高。主井到底后，掘凿 +500m 水平并底车场、 +500m 水平运输大巷和 +500m 水平运输石门，形成 矿井的运输系统：回风水平为 +550m 标高。北翼由副井 +550m 标高车场掘 16专用回风上山，联通二采区联络上山，形成北翼回风系统：南翼在主井 +550m 标高掘车场，联通南翼 +550m 回风石门、一采区回风上山，形成南翼回风系统。一、二采区分别沿七煤组底板设运输上山、回风上山和行人上山，上山间距为 20m。开采六煤组采用石门贯通，在 +50段高为 l 7m。 三、采煤方法 （ 1） 采煤方法的选择 根据煤层的赋存条件，煤层倾角一般为 10，煤层厚度一般在 右。 煤层顶板较好，为缓倾斜煤层和该矿的实际技术 条件等因素确定，设计为走向长壁采煤方法 (炮采、一次采全高 )； 顶板管理：自然冒落式。 （ 2） 工作面长度的确定 根据该矿煤层地质条 件 (煤层多为薄复杂煤层 )，回采工艺 (炮 采 )，运输设备及管理水平 (工作面采用人力推车和人力装车 )，顶板 管理等多种因素，确定工作面长度初选为 70m 80m，详见采煤方法 22 1 标准图。 （ 3）工作面循环作业 回采工作面的“循环”就是完成破、装、运、支、回，这样一个周而复始的采煤过程，一般是以放顶工序为标志，即采煤后，按规定步距回一次柱，就是完成 一个循环。按昼夜回柱次数分有单循环和多循环，本工作面综合考虑各因素，因此确定采用单循环作业。工作面的作业方式为“两采一准”，即一昼夜内两班采煤，一班准备。 （ 4）炮采工艺方式 破煤：用 电钻打眼，眼深 用煤矿安全型炸 药及电管爆破。开帮进度：小班 班 装煤：采用刮板运输和人力推车运输。 3 运煤：采用刮板运输机和人力推车运输。 支护：工作面支护方式应采用木支护，上、下出口采用木垛支 护，保证行人畅通和安 全生产。 回柱放顶：沿采空区切顶线打密集支柱切顶，采空区顶板管理， 采用自然冒落法管理，如采空区顶板不冒落，采用人工挑顶强制放顶 进行处理，工作面最大控顶距 小控顶距 风顺槽设 回柱绞车，先进行密集支柱支护后要及时进行回收支柱。 第七节 采区巷道布置及采煤 一、巷道掘进、支护方式 岩巷使用 7655 型凿岩机打眼、爆破破岩，人工装岩，人力推车， 23 1 木棚支护；半煤岩巷使用 电钻打眼、爆破破煤 (岩 )，人工 装煤 (岩 )，人力推车，木棚支护。 由于半煤岩巷较多、岩巷较少，配备三个 半煤岩巷掘进面、一个 岩巷掘进面。 二、井巷工程量 并巷工程量 3582m。其中：岩巷 1487m，半煤岩巷 2095m。掘进 体积 中岩巷 煤岩巷 (详见 附表 ) 第八节 并下运输 一、井下煤炭运输 采煤工作面刮板运输机 (40T) 运输顺槽 6 型矿车，人力 推车 采区运煤兼进风斜巷， 30车 采区轨道上山 +500m 水平运输石门，人力推车 +500m 主井井底车场 由主井提至地面。 二、井下辅助运输 ， 主并筒 +500m 车场 +500m 运输大巷 (+500m 运输石门 ) 轨 道上山 (联络上山 ) 运料回风斜巷 回风顺槽 (六煤组 ) 工作面。 24 1 井 巷 工 程 一 览 表 （表七） 序号 巷道名称 规格（ 支护形式 工程量 掘进体积（ 掘断面 净断面 半煤岩 岩 合计 半煤岩 岩 合计 1 井筒 592 592 井井筒 石碹 296 296 井井筒 石碹 296 296 井底车场及硐室 245 245 井 +500 棚 45 45 电所、泵房 石碹 20 20 仓 棚 180 180 主要运输道及风道 650 650 500运输大巷 棚 55 55 500 棚 200 200 1618. 1618. +500 棚 190 190 950 950 主井 +500车场石门 棚 70 70 350 350 二区专用回风上山 棚 135 135 675 675 4 一采区 1045 1045 采区轨道上山 棚 285 285 采区回风上山 棚 285 285 区上段进风运煤斜上 棚 40 40 区上段运料回风斜上 棚 40 40 区六煤上段运输顺槽 棚 165 165 区六煤上段回风顺槽 棚 160 160 区六煤上段开切眼 棚 70 70 252 252 5 二采区 1050 1050 采区轨道上山 棚 250 250 1320 1320 二采区回风上山 棚 250 250 1320 1320 二采区回风石门 棚 150 150 690 690 二区六煤运输顺槽 棚 190 190 1349 1349 二区六煤回风顺槽 棚 140 140 区六煤开切眼 棚 70 70 252 252 总计 2095 1487 3582 25 1 第三章 排水和压缩空气设备 第一节 提升设备 一、主井提升设备选型 根据矿井提升、运输基 础条件，主并提升装置选用单钩串车提升。 （ 1）条件 矿井年煤炭产量 150000t a 提升矸石量 15000t a 井筒斜长 L 296m 井筒倾角 25 矿井工作制 年工作日 330 天，日提升时间 16h 井底车场 30m 井上栈桥 40m(井口一天轮 ) 矿车 6 型，自重 610煤 900矸 1600 斜井人车， 10 型，自重 1850乘 10 人。 提升不均衡系数，取 (2)一次提升量确定 提升斜长： 296+30+40 366(m) 初步确定平均绳速： 3(m s) 提升一次循环时间： T=(366 3+80) 2 404(s) 一次提升量： Q=(150000+15000) 404 330 16 3600=4840(串车提升数量：煤车 5 辆，矸石车 3 辆（材料车比照矸石车 ) （ 3）钢丝绳选择 终端负荷： 26 1 Q 煤 =（ 610+900）（ ） 3254( Q 矸 = （ 610+1600） (+) =2864(Q 人 =21850+(75+10)(+) 2246(钢丝绳单位长度重量： P 煤 =3254/17000/366(+)=Kg/m) 2864/17000/366(+)=Kg/m) P 人 =2264/17000/366(+)=Kg/m) 钢丝绳选用 6 7+ 1670圆股钢丝绳。 D k m， 322504)钢丝绳安全系数 M 煤 =32250/3254+366 +)=M 矸 =32250/2864+366 +)=M 人 =32250/2246+366 +)=符合煤矿安全规程要求。 （ 5）绞车钢丝绳最大静拉力 提煤： d+CP(=3254+366 +) =3544 提矸： d+CP(=2864+366 +) =3116 提人： d+CP(=2246+366 +) =2487 （ 6）提升机选择 27 1 滚筒直径 D=80 1800(用 1600/1224 型提升机及配套电控制备 F 4591 D 1600 B 1200 V s i 24 配套电动机 6 型 , 155 380V 980 （ 7）最大静张力核算 4591F 煤 =3544591F 矸 =3116 4591F 人 =2487升机能力满足要求 （ 8）电动机功率核算 N=3544 02/W) 155( 电动机功率满足要求 （ 9）天轮选择 60 1230( 选 1200/10 型天轮， G 104 10）钢丝绳在滚筒绳绕层数 366+30/(1200= )符合煤矿 安全规程要求。 结论： （ 1）选用 1600/1224 型提升机及配套电控设备为主井提升装置。 F 4591 D=1600 B 1200V i 24，配套电机 ， 155380V 980 （ 2）选用 6 7+ 1670圆面圆股钢丝绳为主并提升钢丝绳， a=m 32250 3）采用串车提升，煤车 5 辆，矸石车 3 辆，材料车比照歼石 28 1 筒车执行。 （ 4）选用 1500/10 型游动天轮一个 1500合 二、提升系统保护装置及井筒装备 （ 1）天轮中心位于井筒提升中心线上，井架及天轮高度可根据实际情况决定，初步确立 8m，钢丝绳最大偏角 1 30 。 （ 2）斜坡轨道按煤矿安全规程要求 ，“一坡三档”设施及行人躲避处。 （ 3）在斜坡轨道内每 15m 设一个托绳轮，并保持转动灵活，变坡点另行加设。 （ 4）串车提升时，矿车之间连接，矿车与钢丝绳之间的连接必须使用有能自行脱落的连接装置，强度安全系数不小 13。并加装保险绳。 （ 5）提升机定货应按煤矿安全规程中第 427 条、 428 条、429 条、 43l 条、 432 条、 433 条有关规定要求配合各种保护装置。 三、电气信号装置及车场照明 （ 1）电气信号电源采用 2 2 4 型照明信号综合保护装置供电电压 127V 4口、井底车场设置信号盘，井筒内每 50m 设置一处信号盘，沿井筒设置打点线，信号为声光信号及行车，行入开闭装置，沿井筒 (20m 处 )及井底车场调协照明灯。 （ 2）斜井人车必须设置使用人车运行途中任何地点都能向司机发紧急停车信号的装置。 四、运输上山、提升设备选型 （ 1）条件：年提升煤炭量 8 万吨 /年，年提升矸石量 吨 /年， 29 1 井筒斜长 150m，井筒倾角 10。 （ 2）提升机的选择：选择 30 型矿用防爆提升绞车。 D 800B 500F=15i 30 V 套电动机 6 型， 30 380V 980 （ 3）钢丝绳采用 6 7+1670径 断拉力总和 第二节 排水设备 一、主排水设备选择 矿井正常捅水量 43m3/h，矿井最大涌水量 63m3/h，灌浆系统日用 水量 120m3/d 。 排 水 扬 程 125m ，排水量 Q= (43+5) 24/20=h，扬程 H 25+5+10) 154m。 经参考比较几种泵型，选用 1004型水政治部三台 H=180m，Q=85m3/h，电机功率 (隔爆型 )75380V，一台使用，一台备用，一台检修。 排水管路选用 108 5 无缝钢管，沿主井敷设两条，一条使用，一条备用。 排水管路经济流速核算 85/(3600 s 符合经济流速 吸水管径 85/3600=用由 108 5 无缝钢管为吸水管。 30 1 二、排水系统 本矿井在 +500m 水平，并底车场设排水设备进行集中排水，主排水仓两条，水仓有效容积： 0m 22足正常涌水量 8h 的要求，一条工作，一条备用。 三、水 仓清扫 两条水仓底板敷设钢轨，水仓上口设置 调度绞车，利用特制扫泥车，人工清扫。 第三节 压风水设备 根据本矿井风动工具的使用情况分析可知，除建井时期开凿筒和井底车场的峒室时需要掘进岩巷，以后基本在煤层中掘进，巷道不再需要压风设备。因而设计中考虑施工井筒和井底车场时在地面设置压风站供风的方案，这样即可以省去大量的压风管路的费用，又可提高压风机的使用效率，减少电耗。 根据工作面使用风量不大的情况该矿井永久供风方案，选用矿用移动压风机两台，型号 6/8，电动机型号 62 6，功率 37 前期打井简时压风安装在地面，后期可在井下设移动式压风机站，直接给井下掘进工作面供风，压风管路干管为 83 管 50 3。 31 1 第四章 矿井通风 第一节 通风方式 一、矿井瓦斯涌出量 该矿相邻的生产井瓦斯涌出量经鉴定为高瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量为 t，瓦斯绝对涌出量为 t， (详见朝阳市地方煤矿2005 年度瓦斯鉴定审批明细表 )；辽煤安 2004118 号文，瓦斯相对涌出量为 22.1 m3/t，但随着采掘深度加大，瓦斯涌出量会有所增加，需要加瓦斯观测，加强通风管理；故该井设计按高瓦斯矿井管理，待实际生产揭露煤层后，必须对该矿井煤层六煤组、七煤组进行瓦斯鉴定，合理调整矿井安全监测设备，确定是否进行瓦斯抽放，确保安全生产。 该矿邻井的煤尘有爆炸危险 (2004 年煤尘爆炸鉴定报告，鉴定单位：抚顺煤研所 )。煤层为一类容易自燃型 (2004 年煤尘爆炸鉴定报告，鉴定单位：抚顺煤研所 )。矿井煤与瓦斯无突出危险，无冲击地压，地温情况正常 ;本矿并设计按煤尘有爆炸危险设计：煤层按一类容易自燃型设计。 二、矿井通风方式 （ 1）矿井通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式。 （ 2）矿井通风系统； 新风由主井 +500m 水平运输石门 (+500m 水平运输大巷 )采区轨道上山 运输石门 工作面运输顺槽 工作面 (六煤组 )。 乏风由工作面 回风顺槽 回风石门 +550m 回风石门 (二采区专用回风上山 )副并井筒 排出地面。 32 1 第二节 风量计算及分配 矿井总风量为采煤、掘进工作面及峒室所需风量之和。 Q 矿 = ( Q 采 + Q 掘 + Q 峒 ) K=(640+884+120) 1972m3/s) 式中： Q 矿 矿井总风量 m3/ 采 采煤工作面露风量 m3/ 掘 掘进工作面需风量 m3/ 峒 峒室需风量 m3/采煤工作面风量确定 按瓦斯量计算： Q 采 =100 q 采 K=20m3/工作面温度计算 Q 采 =60 0 中： Q 采 采煤工作面需风量 m3/c 采掘工作面适宜风速 m3/s 采煤工作面有效断面 1 工作面长 度系数 按工作人数计算： Q 采 4 N 4 55 2201m3/中： Q 采 采煤工作面需风量 m3/ 工作面最多工作人数 根据上述计算，采煤工作面按瓦斯计需风量最大为 320m3/ 风速检核： V 小 15 15 54m3/33 1 V 火 240 40 864m3/验算符合规定，所以选择采煤工作面风量为 320m3/ 掘进工作面风量确定 按瓦斯量计算： Q 掘 =q 掘 00 60m3/ 式中： Q 掘 掘进工作面需风量