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矿井机械化改造竣工验收报告 作者 日期 四川达县茶园煤电有限公司茶园煤矿四川达县茶园煤电有限公司茶园煤矿 矿井机械化改造矿井机械化改造 竣工验收报告竣工验收报告 申请单位 四川达县茶园煤电有限公司茶园煤矿 编制日期 二0一六年七月十五日 目目 录录 前言前言 1 第一章第一章 矿井基本情况矿井基本情况 2 第一节 井田概况 2 第二节 矿井开采技术条件 3 第三节 开拓方式及设计生产能力 7 第四节 井田境界及资源储量 8 第五节 矿井的 三个煤量 及资源回收率 9 第二章第二章 机械化改造完成及预验收情况机械化改造完成及预验收情况 9 第三章第三章 矿井主要生产系统及能力评价矿井主要生产系统及能力评价 10 第一节 开拓系统 10 第二节 采掘系统 10 第三节 矿井通风系统 11 第四节 井下提升运输系统 20 第五节 井下排水系统 24 第六节 矿井供电系统 27 第七节 地面生产系统 30 第四章第四章 矿井安全设施矿井安全设施 32 第一节 安全监控系统 32 第二节 人员定位系统 32 第三节 通讯联络系统 33 第四节 给水施救系统 33 第五节 防灭火系统 34 第六节 防治水系统 34 第七节 压风自救系统 35 第八节 矿山救护 35 第五章第五章 管理机构及生产管理制度管理机构及生产管理制度 35 第六章第六章 人员配备人员配备 36 第七章第七章 主要设备检测检验主要设备检测检验 36 第八章第八章 联合试运转联合试运转 36 第一节 联合试运转时间 36 第二节 各系统试运转情况 36 第三节 联合试运转结论 38 第九章第九章 项目效益与建设效果分析项目效益与建设效果分析 39 第十章第十章 项目建设单位预验收项目建设单位预验收 40 第十一章第十一章 存在的问题及建议存在的问题及建议 58 前言前言 四川达县茶园煤电有限公司茶园煤矿 以下简称茶园煤矿 机械 化改造项目于2015年12月5日正式开工建设 煤矿组织工程技术人员和施工队伍 严格按照机械化改造方案设 计进行施工 通过煤矿全体员工及各方面的共同努力 各项工作进展 顺利 经过5个月的建设 于2016年4月按设计完成了矿井机械化改造 2016年5月3日 矿井机械化改造项目经四川中际能源集团有限公 司组织公司安全 生产 技术部门进行了预验收 决定矿井机械化联 合试运转 在1个月的联合试运转期间 对主要生产安全设备故障进行了分 析和处理 对主要生产安全设施与装备进行了检测检验 同时对发现 的问题进行了整改 经过整改后 各系统的联接部位和辅助设备的各 个环节相互协调 各种设备 设施运转正常 能适应安全生产的需要 根据有关规定 煤矿成立了机械化改造项目竣工验收组 验收组 根据 国家能源局关于印发煤矿建设项目竣工验收管理办法的通知 国能煤炭 2012 119号 对照批准的 四川达县茶园煤电有限 公司茶园煤矿矿井机械化改造方案设计 对改造后各生产系统的建 设完成情况和生产能力进行了自评和验收 并编制 四川达县茶园煤 电有限公司茶园煤矿矿井机械化改造综合竣工验收报告 第一章第一章 矿井基本情况矿井基本情况 第一节第一节 井田概况井田概况 一 位置及交通一 位置及交通 茶园煤矿位于达县县城181 方向 直距约21km处的中山矿区金 刚 桐子湾井田内 行政区划属于达川区马家乡肖家河村 区内交通比较发达 从茶园煤矿沿矿区公路南西行2Km至马 家 平 滩 乡级公路 沿马平 马家乡 平滩乡 公路北西行5Km到马家乡与国道210相接 沿210国道北行3k m到达渝高速公路的百节站 再北行17Km到达县城区 交通较方便 二 地形地貌二 地形地貌 矿区位于中山山脉的中段 为一NE SW向的长条形山脊 山脊 一般标高600m左右 最高点在矿区南边东侧的黑湾之上 高程743 8m 矿区一般标高400 500m 最低侵蚀基准面为矿部外西侧 标高300m左右 相对高差约为4 44m 区内为顺向斜坡地形 地形坡度为10 20 属构造剥蚀为主的浅切割低山地貌 三 地表水三 地表水 区内无大的地表水体 仅在矿区北侧有一条横穿山脉的树枝状幼 年期的 V 字型横向冲沟 地表迳流条件较好 地表水流出矿区外汇 入铜钵河 在达县金垭乡附近流入州河 属渠江水系 四 气象及地震四 气象及地震 矿区位于达县境内 据达县气象站多年观测 该区历年平均气温 为17 2 极端最高气温达42 3 极端最低气温 4 7 历年来平均年降水量为1208 3mm 最高年降水量达1565 1mm 最低年降水量仅829 7mm 本区属温暖湿润的亚热带气候区 本区近期地壳运动以间歇性大范围抬升为主 属四川盆地弱活动 构造区 据 中国地震动参数区划图 GB18306 2001 本区地震动峰值加速度为0 05g 地震动反应谱周期值为0 35 s 地震基本烈度为 级 属无害区 2008年5月12日 四川省西部汶川发生震级为里氏8级的强烈地震 达川区距震源中心直距约345km 虽有强烈震感 但地表山体 房 屋 道路和电力设施等没有造成重大破坏 地震影响较小 第二节第二节 矿井开采技术条件矿井开采技术条件 一 地质特征一 地质特征 一 地层 一 地层 矿区范围出露和矿井揭露的地层由老至新依次为三叠系上统须家 河组 T3xj 侏罗系下统珍珠冲组 J1zh 中下统自流井组 J1 2z 中统新田沟组 J2x 现分述如下 1 三叠系上统须家河组 T3xj 为矿区含煤地层 厚500m左右 按岩石组合及旋回特征本组可分 为七个岩性段 自下而上 第一 三 五 七段为含煤段 岩性主要 为深灰色泥岩 粉砂质泥岩夹粉砂岩 细粒砂岩及煤层 第二 四 六段为砂岩段 由厚 巨厚层状中粒砂岩组成 第七段是区内主要含煤段 俗称上煤组 按岩性自下而上分三个 亚段 第一亚段为深灰色 灰黑泥岩 粉砂质泥岩夹泥质粉砂岩 含 外连 内连煤层 平均厚15m 第二亚段为灰 深灰色细 中粒长石 石英砂岩 下部含较多岩屑 俗称芝麻砂岩 平均厚17m 第三亚段 为灰 深灰色泥岩 粉砂质泥岩夹泥质粉砂岩和粉砂岩 局部加煤线 平均厚12m 2 侏罗系下统珍珠冲组 J1zh 灰色泥岩 粉砂质泥岩夹数层厚度不等的粉砂岩和细粒砂岩 底 部为厚约17m的浅灰 灰白色厚层状细 中粒砂岩 一般厚160m 3 侏罗系下统自流井组 J1 2z 按岩性特征由老至新可分为三段 东岳庙段 马鞍山段 大安寨 段 1 东岳庙段 J1 2z1 灰 深灰色泥岩 粉砂质泥岩 中下部夹生物碎屑灰岩 泥质粉 砂岩 底部夹菱铁矿层 厚约35m 2 马鞍山段 J1 2z2 灰 黄灰色泥岩 粉砂质泥岩 夹泥质粉砂岩 厚约74m 3 大安寨段 J1 2z3 灰色厚层状石灰岩 生物碎屑灰岩 夹粉砂质泥岩 中下部为 深灰色泥岩 粉砂质泥岩 夹薄层石灰岩 厚约86m 4 侏罗系中统新田沟组 J2x 为紫色 黄灰 深灰色泥岩夹薄层状粉砂岩 细粒砂岩 矿区内 该地层出露不全 厚度不详 矿井揭露的地层为须家河组第六段 T3xj6 至自流井组东岳庙段 J1 2z1 二 构造 二 构造 矿区位于新华夏系第三沉降带川东弧形褶皱带的中山背斜北段 该背斜东与峨层山背斜相望 西与华蓥山背斜相邻 中山背斜轴向呈 N25 E展布 以3 5 向北倾伏 为轴部宽缓 两翼大致对称的背斜 背斜轴部倾角不 超过15 两翼倾角约为25 38 矿区内未见次级褶皱 在矿井内见一隐伏断层 f4 断层位 于矿区北部东翼 浅部各水平巷道均有揭露 该断层走向SE 倾向N E 倾角35 最大落差为60m左右 对矿区内外连 内连煤层开采 有一定影响 矿区总体为一简单背斜 地质构造复杂程度为较简单型 三 煤层 三 煤层 区内含煤地层为三叠系上统须家河组 T3xj 批准开采外 内连 煤层 现将矿区内可采煤层分述如下 1 外连煤层 位于须家河组第七段第一亚段 T3xj7 1 中部 上距须家河第七段第二亚段 T3xj7 2 砂岩一般3 6m 煤层总厚0 60 1 44m 采用厚度0 15 1 17m 该煤层一般含夹矸一层 夹矸厚0 06 0 45m 夹矸岩性为深灰色泥岩 外连煤层除矿区西翼的南部走向长 约400m不可采外 其余均可采 属大部分可采的较稳定煤层 煤层顶 底板岩性均为深灰色泥岩 2 内连煤层 位于须家河组第七段第一亚段 T3xj7 1 中部 上距外连煤层一般1 70m 下距须家河组第六段 T3xj6 砂岩 一般5 7m 该煤层为单一煤层 煤厚0 15 0 60m 内连煤层属大部份可采的较稳定煤层 可采范围主要分布在矿 区东翼 顶底板岩性均为深灰色泥岩 根据煤矿开采实际揭露情况 矿井东翼煤层平均倾角26 外 连煤层平均可采厚度1 1m 内连煤层平均可采厚度0 60m 西翼内 外连合为一层 平均可采厚度1 43m 煤层平均倾角32 二 水文地质条件二 水文地质条件 对该矿产生影响的主要水源是含水层水 次为大气降水 现分述 如下 1 直接充水含水层对矿坑充水的影响 主要为煤层顶板砂岩裂 隙含水层 即须家河组第七段第二亚段 T3xj7 2 砂岩段 厚约18m 该段地层除在3号地质剖面线背斜轴部呈天窗式 小范围出露外 该含水层在地表都未出露 因此补给条件较差 含水 层中的地下水主要赋存 运输在砂岩裂隙中 砂岩中裂隙不发育 具 有随深度增加裂隙发育程度减弱的规律 通过地面和井下观测 这些 含水层岩体致密 裂隙不发育 富水性弱 2 大气降水对矿坑充水影响 据观测东翼采区0m水平水仓口一 般期流量380m3 d 雨季时可达1500m3 d 可见大气降水对矿坑充水有 一定影响 但影响时间短 一般3天左右矿坑水能恢复正常 3 隔水层 含水层之间的隔水层均为泥岩 粉砂质泥岩组成 岩体致密 隔水性能良好 含水层之间一般不会发生水力联系 4 矿区水文地质类型 综上所述 含水层在地表基本未出露 地形有利于自然排水 地下水补给条件差 水文地质条件简单 各含 水层之间均有隔水性能良好的隔水层相隔 矿区属以砂岩裂隙充水为 主的水文地质条件简单的类型 三 瓦斯 煤尘 自燃倾向性及地温三 瓦斯 煤尘 自燃倾向性及地温 1 瓦斯 根据达州市安全生产监督管理局 关于核准2014年度煤矿瓦斯等 级鉴定结果的通知 达市安监 2014 367号 核准的瓦斯鉴定结果 为 相对瓦斯涌出量4 93m3 t 绝对瓦斯涌出量0 997m3 min 相对二 氧化碳涌出量5 92m3 t 绝对二氧化碳涌出量1 196m3 t 矿井为瓦斯矿 井 据记载 该矿区及邻近矿区均未发生过煤与瓦斯突出 2 煤尘爆炸性 根据2012年5月2日四川省煤炭产品质量监督检验站提供的检测报 告 外 内连煤层均无煤尘爆炸性危险 3 煤层自燃 根据2012年5月2日四川省煤炭产品质量监督检验站提供的检测报 告 外 内连煤层自燃倾向性为 均属不易自燃煤层 4 地温 目前矿井未发现地温异常 无热害 根据该矿区及邻近井田的有关资料 无冲击地压现象 第三节第三节 开拓方式及设计生产能力开拓方式及设计生产能力 一 开拓方式一 开拓方式 矿井采用平硐斜井开拓 分东西翼布置 东西翼各划一个水平 东翼 0m水平 西翼 76m水平 各水平为一个采区 各采区作采区 下山 在采区下山作区段石门 区段石门见煤后布置采煤工作面 矿井共有三个井口 329m主平硐 363m辅助进风斜井 369m回风平硐 329m主平硐担负矿井煤炭 矸石 材料 设备的运输及排水 管线敷设 进风等任务 363m辅助进风斜井辅助进风 369m回风平硐担负矿井回风任务 二 设计生产能力二 设计生产能力 矿井原设计生产生产能力90kt a 第四节第四节 井田境界及资源储量井田境界及资源储量 一 井田境界一 井田境界 根据2010年11月24日取得的采矿许可证 证号 C5100002010111 120083274 茶园煤矿矿区范围由15个拐点坐标圈闭 详见表2 1 1 开采外连和内连煤层 开采深度 425 0m标高 矿区走向长约5 2km 倾向宽0 5 2 2km 平均宽约1 2km 矿区面积5 1372km2 表表2 1 12 1 1 矿井拐点坐标及开采标高矿井拐点坐标及开采标高 54北京坐标系80西安坐标系 坐标 拐点号 XY 坐标 拐点号 XY 13428825364501801342876936450105 23429043364496882342898736449613 33430493364503513343043736450276 43431960364511314343190436451056 53432893364515165343283736451441 63432175364535866343211936453511 73430155364530007343009936452925 83430349364524828343029336452407 93430975364526809343091936452605 1034315703645233010343151436452255 1134316503645213011343159436452055 1234311953645177512343113936451700 1334312603645164213343120436451567 1434310003645136014343094436451285 1534294623645049215342940636450417 1956年黄海高程系1985年国家高程基准 二 资源储量二 资源储量 根据四川省煤田地质局一三七队编制的 四川达县茶园煤电有限 公司茶园煤矿2014年度矿山储量年报 截止2014年11月底 矿区范 围内保有资源储量1557 1kt 其中 122b 类778 2kt 333 类77 8 9kt 外连820 6kt 内连736 5kt 经计算 矿井可采储量为1323 4kt 第五节第五节 矿井的矿井的 三个煤量三个煤量 及资源回收率及资源回收率 一 矿井投产移交的一 矿井投产移交的 三个煤量三个煤量 根据矿井开拓及采区巷道布置 矿井投产移交的开拓煤量为1323 4kt 可采期6 78年 准备煤量1323 4kt 可采期6 78年 回采煤量 153 6kt 可采期9 5个月 矿井的三个煤量能满足生产要求 二 资源回收率二 资源回收率 矿井采区回采率85 工作面回采率97 第二章第二章 机械化改造完成及预验收情况机械化改造完成及预验收情况 一 矿井扩建工程完成情况一 矿井扩建工程完成情况 茶园煤矿机械化改造项目于2015年12月正式开工建设 于2016年 4月底竣工 实际完成井巷工程量618m 完成设计井巷工程量的106 2 购置和安装主要机电设备7台 完成总投资456万元 其中井巷工 程投资96 4万元 机电设备购置及安装工程投资359 6万元 完成投 资概算的113 8 二 预验收情况二 预验收情况 2016年5月3日 矿井机械化改造项目经四川中际能源集团有限公 司组织公司安全 生产 技术部门进行了预验收 矿井整体性安全程 度较好 基本符合安全生产条件 达到达到机械化改造条件 第三章第三章 矿井主要生产系统及能力评价矿井主要生产系统及能力评价 第一节第一节 开拓系统开拓系统 矿井水平和采区划分维持现状不变 一 矿井开拓方式一 矿井开拓方式 矿井采用平硐斜井开拓 矿井共有三个井口 329m主平硐 363m辅助进风斜井 369m回风平硐 329m主平硐担负矿井煤炭 矸石 材料 设备的运输及排水 管线敷设 进风等任务 363m辅助进风斜井辅助进风 369m回风平硐担负矿井回风任务 一 一 水平及采区划分水平及采区划分 分东西翼布置 东西翼各划一个水平 东翼 0m水平 西翼 76 m水平 各水平为一个采区 各采区作采区下山 在采区下山作区段 石门 区段石门见煤后布置采煤工作面 二 二 大巷布置大巷布置 329m运输大巷沿内连煤层底板布置 340m回风大巷布置在内连 煤层底板岩石中 经现场核查验收 矿井开拓方式合理 井筒数目能满足安全生产 的需要 大巷层位布置及水平 采区划分合理 第二节第二节 采掘系统采掘系统 一 采区巷道布置一 采区巷道布置 机械化改造投产采区为东翼采区 布置在 0m水平 采区走向长 约2060m 倾斜长约220m 目前东翼采区内 外连煤层均巳采至 170m 标高 东翼采区布置有一 二级轨道下山 人行下山和回风下山 一级 轨道下山和行人下山布置于煤层底板 坡度25 落平于 170m 一级回风下山沿内连煤层布置 二级轨道下山和行 人下山布置在煤层顶板上 坡度25 落平于 0m 二级回风下山布置在煤层底板内 坡度25 落平于 0m 各区段沿内连煤层底板布置岩石运输巷 工作面运输巷和回风巷 沿煤层布置 工作面回风巷通过联络巷与煤层底板岩石回风巷连通 二 采掘工作面布置二 采掘工作面布置 在东翼采区 130m 170m区段采区南翼外连煤层布置1个采煤工作面投产 即3111工作面 布置有2个掘进工作面 即 69m北运输巷和 0m南运输巷掘进工 作面 采煤工作面采用采煤机采煤 掘进工作面采用爬装机装矸 三 采煤方法及回采工艺三 采煤方法及回采工艺 采煤工作面为走向长壁采煤法 采煤机落煤工艺 采煤工作面及 工作面运输巷采用刮板运输机运输 四 顶板管理方法四 顶板管理方法 采煤工作面采用单体液压支柱支护顶板 四 五排 控顶 支 柱排距1 0m 柱距0 8m 最大控顶距4 2m 最小控顶距3 4m 全部垮 落法管理顶板 五 采掘生产能力计算过程及结果五 采掘生产能力计算过程及结果 1 采煤工作面生产能力 矿井机械化改造移交生产时 在矿井东翼采区 130 170m区段 布置1个普采工作面生产 生产工作面生产能力按下式计算 A采 10 4 L h r b n N c a 式中 A采 采煤工作面生产能力 kt a L 工作面长度 取95m h 工作面采高 取1 1m r 煤层视密度 取1 35 m3 b 工作面一个工作日推进度 取4 0m n 年内工作天数 取330天 N 正规循环率 取85 c 工作面回采率 取97 a 生产年数 取1 A采1 10 4 95 1 1 1 35 4 0 330 0 85 0 97 1 15 35万吨 年 2 掘进工作面生产能力 单个掘进工作面正常生产条件下年产量计算公式 Ahi 330 10 4 Shi rhi bhi 330 10 4 2 1 5 1 35 3 0 45万吨 年 式中 CCi 第i个采煤工作面回采率 97 Ahi 第i个掘进工作面正常生产条件下年产量 万t a Shi 第i个掘进工作面纯煤面积 取1 5m rhi 第i个掘进工作面的原煤视密度 1 35t m bhi 第i个掘进工作面正常生产条件下年平均日推进度 取3m d 3 矿井采掘能力 A A采 Ahi 15 35 0 45 15 8万吨 年 根据上述计算 通过本次机械化升级改造后 矿井采掘能力可达 15 8万吨 年 第三节第三节 矿井通风系统矿井通风系统 一 矿井瓦斯 煤尘 煤的自燃倾向等情况一 矿井瓦斯 煤尘 煤的自燃倾向等情况 根据达州市安全生产监督管理局 关于核准2014年度煤矿瓦斯等 级鉴定结果的通知 达市安监 2014 367号 核准的瓦斯鉴定结果 为 相对瓦斯涌出量4 93m3 t 绝对瓦斯涌出量0 997m3 min 相对二 氧化碳涌出量5 92m3 t 绝对二氧化碳涌出量1 196m3 t 矿井为瓦斯矿 井 根据2012年5月2日四川省煤炭产品质量监督检验站提供的检测报 告 外 内连煤层自燃倾向性为 均属不易自燃煤层 外 内连煤 层均无煤尘爆炸性危险 各煤层未发生过煤与瓦斯突出现象 未发生过冲击地压现象 无 地温异常区 二 通风方式及通风方法二 通风方式及通风方法 矿井通风方式为分列式 通风方法为抽出式 三 进 回风井位置及个数三 进 回风井位置及个数 矿井共2个进风井 即 329m主平 363m辅助进风井 共设置1个 回风井 即 369m回风平硐 在 369m回风平硐井口地面安装2台FBCDZ 8 20C型通风机作为主要通风机 1台工作 1台备用 矿井各时期进 回风井个数能满足安全生产的需要 四 矿井主要通风机服务范围及时间四 矿井主要通风机服务范围及时间 在 369m回风平硐井口地面安装2台FBCDZ 8 20C型通风机作为主要通风机 配备电机功率 2 160kw 1台工 作 1台备用 该主要通风机服务于整个矿井开采时期 五 井下主要用风地点实际配风情况五 井下主要用风地点实际配风情况 经现场测定 矿井总进风2766m3 min 回风平硐总回风量2842m3 min 其中 3111采煤工作面配风量314m3 min 69m北运输巷配风量 326m3 min 0m南运输巷配风量468m3 min 六 矿井通风阻力及等积孔六 矿井通风阻力及等积孔 经测试 矿井通风阻力为926Pa 风井总回风量为2842m3 min 4 7 36m3 s 等积孔 2 85 1 926 36 4719 119 1 m h Q A 式中 Q 矿井实际进风量 m3 s h 矿井通风阻力 Pa 七 矿井总需风量计算七 矿井总需风量计算 本矿井为瓦斯矿井 采用以下方法计算需风量 并取其中最大值 作为矿井需风量 1 按整体法计算 按井下同时工作的最多人数需要风量计算 Q 4NK 式中 Q 矿井总供风量 m3 min N 井下同时工作的最多人数 人 本矿为62人 4 每人每分钟供风标准 m3 min K 矿井通风系数 矿井采用并列抽出式通风取1 20 Q初 4 62 1 2 297 6m3 min 2 按分别法计算 按采煤 掘进 硐室及其它地点实际需要风量进行计算 Q Q采 Q掘 Q硐 Q备采 Q它 K 式中 Q 矿井供风量 m3 min Q采 Q掘 Q硐 Q备采 Q它 分别为采煤工作面 掘进工作面 独立通风硐室 备用工作面及其它 行人 维修巷道所需风量的总和 m3 min K 矿井通风系数 矿井采用分列抽出式通风 取1 20 1 采煤工作面风量计算 矿井布置有1个采煤工作面 本次设计按采面风流中的瓦斯的浓 度 风速以及温度 每人供风量分别计算 按瓦斯涌出量计算 Q采 100 q采 Kc 式中 Q采 采煤工作面需要风量 m3 min q采 采煤工作面绝对瓦斯涌出量 根据矿井生产期间实测瓦斯数据 采煤 工作面平均绝对瓦斯涌量为0 60m3 min Kc 工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数 即该工作面瓦斯绝对涌出 量的最大值与平均值之比 采用机采取Kc 1 6 Q采 100 0 6 1 6 96m3 min 按工作面温度计算 Q采 60 70 Vc Sc Khi Kli 60 70 1 5 3 4 1 0 1 0 214 2m3 min 式中 Q采 采煤工作面供风量 m3 min Vc 回采工作面适宜风速 取1 5m s Sc 回采工作面平均有效断面 按最大和最小控顶有效断面的平均值计算 取3 4m2 Khi 工作面采高调整系数 采高0 9m 2 0m 按规定取Khi 1 0 Kli 工作面长度调整系数 工作面长度L 95m 120m 按规定取Kli 1 0 70 有效通风断面系数 60 单位换算产生的系数 经计算 采煤工作面Q采 214 2m3 min 按工作面人数计算 Q采 4Nc 式中 Nc 采煤工作面同时工作的最多人数 取16人 4 每人每分钟应供给的最低风量 m3 min Q采 4 16 64 m3 min 按风速验算 按最低风速验算 回采工作面的最低风量 Q采 15Sc Q采 15 3 42 Q采 61 3m3 min 按最高风速验算 回采工作面的最高风量 Q采 240Sc Q采 240 3 42 Q采 820 8m3 min 式中 SC 回采工作面平均有效断面 采煤工作面需要风量取上述计算风量的最大值214 2m3 min 经验 算 所配风量符合要求 2 备用采煤工作面风量计算 按照采煤工作面需风量的50 计算 则 Q备采107 1m3 min 3 掘进工作面风量计算 布置2个掘进工作面 掘进工作面的风量 按下列因素分别计算 取其最大值 按瓦斯涌出量计算 Q掘 100 q掘 kd 式中 q采 掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量 m3 min 根据矿井生产期间实测瓦 斯数据 掘进工作面平均绝对瓦斯涌量为0 33m3 min kd 掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数 即掘进工作面最大绝 对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比 取kd 1 8 Q掘 100 0 33 1 8 59 4m3 min 按工作面最多人数计算 Q掘 4 nj 式中 nj 掘进工作面同时工作的最多人数 取8人 Q掘 4 8 32 m3 min 按炸药量计算 Q掘 25Aj 式中 Aj 掘进工作面一次起爆最大炸药量 Aj 7kg Q掘 25 7 175m3 min 按局部通风机实际吸入风量计算 Q掘 Qf I kf 式中 Qf 掘进面局部通风机吸入风量 设计掘进面选用FBD 5 11型局部通风机 其风量范围为210 150 m3 min 设计取吸入风量为170m3 min I 掘进面同时运转的局部通风机台数 设计每个掘进工作面使用I台局 部通风机 I 1台 kf 为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数 取1 43 Q掘 170 1 1 43 243 1m3 min 根据以上计算取最大值 即Q掘 243 1m3 min 按风速进行验算 S掘 6 0m2 0 25 Q掘 S掘 4m3 s 0 25 m3 s 0 67 m3 s 4m3 s 故Q掘 243 1m3 min符合风速要求 矿井有2个掘进工作面 则 Q掘 Q掘 2 243 1 2 486 2m3 min 4 硐室需风量计算 本矿井消防材料硐室 水平变电所位于新鲜风流中 东翼 170m 变电所需要独立供风 需风量取120m3 min 其他巷道维护风量取320 m3 min 5 矿井总需风量 Q Q采 Q掘 Q硐 Q备采 Q它 K 214 2 486 2 120 107 1 320 1 2 1497m3 min 24 95m3 s 根据矿井实际情况 将矿井机械化改造竣工投产初期的总配风量 确定为27m3 s 投产后期的总配风量确定为25m3 s 根据上述计算 矿井实际进风量满足矿井总需风量的要求 井下 采掘工作面及硐室的实际风量均能满足安全生产的需要 没有不符合 规程规定的串联通风 七 通风能力计算过程及结果七 通风能力计算过程及结果 1 计算公式 矿井通风系统能力采用由里向外核算法计算 单个采煤工作面正常生产条件下年产量计算公式 ACi 330 10 4 LCi hCi rCi bCi CCi 单个掘进工作面正常生产条件下年产量计算公式 Ahi 330 10 4 Shi rhi bhi 矿井通风系统能力计算公式 Apc Aci Ahi 2 参数选取 上述计算公式中 各参数选取依据为 ACi 第i个采煤工作面正常生产条件下年产量 万t a LCi 第i个采煤工作面平均长度 95m hCi 第i个采煤工作面煤层平均采高 0 9m rCi 第i个采煤工作面的原煤视密度 1 35t m bCi 第i个采煤工作面正常生产条件下平均日推进度 矿井机械化改造后 全矿1个高档普采工作面生产 每天循环进 度4 0m CCi 第i个采煤工作面回采率 97 Ahi 第i个掘进工作面正常生产条件下年产量 万t a Shi 第i个掘进工作面纯煤面积 取1 5m rhi 第i个掘进工作面的原煤视密度 1 35t m bhi 第i个掘进工作面正常生产条件下平均日推进度 取3m d 3 计算结果 采煤工作面正常生产条件下年产量 ACi 330 10 4 L h r b c 330 10 4 95 1 1 1 35 4 0 97 18 06万吨 年 掘进工作面正常生产条件下年产量 Ahi 330 10 4 2 1 35 1 5 3 0 45万吨 年 矿井通风系统能力 Apc Aci 18 06 0 45 18 51万吨 年 根据上述计算 矿井通风能力为18 51万吨 年 第四节第四节 井下提升运输系统井下提升运输系统 一 东翼一级轨道下山一 东翼一级轨道下山 一 提升方式 铺设22kg m钢轨 串车混合提升煤炭 矸石 材料及设备 提升 倾角25 提升斜长402m 二 主要技术参数 提升绞车为2JTB 1 6 1 2 24型矿用提升绞车 其主要技术参数为 滚筒直径为1600 滚筒宽度为1200 最大静张力为45kN 最大净张力差30kN 最大 提升速度为3 4m s 配备电机110kw 提升容器为1t固定式矿车 其 主要技术参数为 载重量1t 自重0 592t 矿车外型尺寸2000 880 1150 三 提升能力计算过程及结果 1 计算公式 混合井提升系统能力核定公式 10 36006 3330 4 C C G G M M QR P MT P KRT P KT DTT A 式中 混合提升能力 万t a A 出矸率 矸石与产量的重量比 10 R 提煤和提矸不均匀系数 1 25 K 每班上下人总时间 0s R T 每次提煤循环时间 238 7s M T 每次提矸循环时间 238 7s G T 每次提材料循环时间 238 7s C T 每次提矸重量t 3 0t G P 每次提煤重量t 3 6t M P 吨煤用材料比重 5 M 每次提升材料重量 1t 次 C P 每班下其他材料次数 5次 班 D 每次下其他材料循环时间 200s Q T 1 7 23805 0 6 3 7 2381 025 1 3 7 23825 1 10 2005036006 3330 4 A A 17 04万t a 二 东翼二级轨道下山二 东翼二级轨道下山 一 提升方式 铺设22kg m钢轨 串车混合提升煤炭 矸石 材料及设备 提升 倾角25 提升斜长402m 二 主要技术参数 提升绞车为JTPB 1 6 1 2 20型矿用提升绞车 其主要技术参数为 滚筒直径为1600 滚筒宽度为1200 最大静张力为45kN 最大提升速度为3 4m s 配备电机185kw 提升容器为1t固定式矿车 其主要技术参数为 载 重量1t 自重0 592t 矿车外型尺寸2000 880 1150 三 提升能力计算过程及结果 混合井提升系统能力核定公式 10 36006 3330 4 C C G G M M QR P MT P KRT P KT DTT A 式中 混合提升能力 万t a A 出矸率 矸石与产量的重量比 10 R 提煤和提矸不均匀系数 1 25 K 每班上下人总时间 0s R T 每次提煤循环时间 398s M T 每次提矸循环时间 398s G T 每次提材料循环时间 398s C T 每次提矸重量t 5 0t G P 每次提煤重量t 4 8t M P 吨煤用材料比重 5 M 每次提升材料重量 1t 次 C P 每班下其他材料次数 5次 班 D 每次下其他材料循环时间 200s Q T 1 39805 0 8 4 3981 025 1 5 39825 1 10 2005036006 3330 4 A A 15 72万t a 三 三 井下运输系统井下运输系统 一 运输方式 运输大巷敷设15kg m钢轨 采用CTY5 6G矿用防爆特殊型蓄电池 电机车运输 最大运输距离约4500m 每台机车牵引22辆煤车 二 主要技术参数 CTY5 6G矿用防爆特殊型蓄电池电机车主要技术参数为 最大制 动力为7 06KN 运行速度为7km h 三 运输能力计算过程及结果 1 计算公式 当采用电机车运输时 大巷运输及井底车场通过能力按下式计算 TRK NG A 1 10 3301660 1 4 万t a 式中 N 每列车矿车数 22辆 列 G 每辆车载煤量 1t 辆 R 通过大巷运输矸石 材料 设备 人员等占原煤运量比重 10 k1 不均衡系数 取1 15 T 大巷中相邻两列车间隔时间 min 列 按下式计算 3 325 117 450022 21 n tt V L T 35min 列 式中 L 大巷运输距离 4500m v 列车平均运行速度 117m min t1 装车调车时间 含中途停车时间 25min t2 卸载调车时间 3min n 运煤列车的列数 列 3 计算结果 35 1 01 15 110 122 3301660 4 AA 15 74万吨 年 根据上述计算 矿井井下综合运输能力为15 74万吨 年 第五节第五节 井下排水系统井下排水系统 一 矿井涌水量一 矿井涌水量 经实测 0m水平正常涌水量29 4 m3 h 最大涌水量116 09 m3 h 170m水平正常涌水量37 59 m3 h 最大涌水量148 42 m3 h 二 矿井排水方式二 矿井排水方式 170m水平涌水经 170m水平水泵房经行一级人下山排至 329m 运输大巷 再由主平硐排水沟排至地面 0m水平涌水从 0m水泵房经二级行人下山排至 170m水仓后 再经 170m水平排水管排至 329m运输大巷 再由主平硐排水沟排至 地面 三 水仓容积 水泵及管路敷设三 水仓容积 水泵及管路敷设 一 水仓容积 在一二级行人下山落平点 170m水平和0m水平 附近布置泵房 及水仓 主水仓容积 600m3 副水仓容积400m3 二 水泵型号及主要技术参数 0m水平水泵房内安装有3台MD155 30 8型水泵 主要技术参数 电机功率 160KW 水泵流量 155m3 h 扬程 240m 170m水平水泵房内安装有1台MD155 30 8型水泵 主要技术参 数 电机功率 160KW 水泵流量 155m3 h 扬程 240m 和2台DA 1 150 30 9型水泵 主要技术参数 电机功率 160KW 水泵流量 162m3 h 扬程 245m 三 管路规格及敷设 在一二级人行下山内设2趟排水管路 排水管为 194 5 5型无缝 钢管 四 排水能力计算过程及结果四 排水能力计算过程及结果 一 每天排水时间 1 矿井正常涌水1台水泵工作时间 0m水平 55 4 155 244 2924 1 1 1 h B Q T 170m水平 82 5 155 2459 3724 1 1 1 h B Q T 式中 矿井正常涌水时1台水泵工作时间 h 1 T 矿井正常涌水量 m3 h 1 Q 工作水泵的额定流量 m3 h 1 B 2 矿井最大涌水2台水泵同时工作时间 0m水平 95 8 1552 2409 11624 2 2 2 h B Q T 170m水平 45 11 1552 2442 14824 2 2 2 h B Q T 式中 矿井最大涌水时2台水泵同时工作时间 h 2 T 矿井最大涌水量 m3 h 2 Q Bn 工作水泵加备用水泵的额定流量 m3 h 经测算 矿井 0m水平和 170m水平正常涌水量1台水泵能在20h 内排完矿井涌水量 最大涌水量时2台水泵同时工作能在20h内排完矿 井最大涌水量 矿井排水时间满足设计及 煤矿安全规程 的要求 二 矿井排水能力验算 1 0m水平水平 1 计算公式 1 矿井正常涌水量排水能力 n n n P B A 4 10 20 330 2 矿井最大涌水量排水能力 m m m P B A 4 10 20 330 式中 An 排正常涌水时的能力 万t a Bn 工作水泵小时排水能力 m3 h Pn 近5年最大的年度平均日产吨煤所需排出的正常涌水量 m3 t Am 排最大涌水时的能力 万t a Bm 工作水泵加备用水泵的实际小时排水能力 m3 h Pm 近5年最大的年度平均日产吨煤所需排出的最大涌水量 m3 t 2 参数选择 Pn Pm统计表 排出涌水量m3PnPm备注 年度 正常最大 日产吨煤t m3 tm3 t 201142014802801 55 32 201241014702701 525 46 201339213202651 484 98 201436216932701 346 29 201535010702201 594 86 3 计算结果 1 矿井正常涌水量排水能力 17 64 59 110 15520 330 10 20 330 44 n n n P B A 2 矿井最大涌水量排水能力 5 32 29 610 15520 330 10 20 330 44 m m m P B A 根据上述计算 矿井的排水能力为32 5万t a 符合要求 第六节第六节 矿井供电系统矿井供电系统 一 供电电源及供电线路一 供电电源及供电线路 一回电源取自国家电网平滩35 10kV变电站 从该站架设一趟10k V的LGJ 70型架空输电线路接入本矿井地面10kV变电所 线路长4km 另有二趟6kV线路接至茶圆水力发电站 从该电站以6kV的LGJ 70型架空输电线两趟接入本矿井地面10kV变电所 线路长0 4km 二 地面供配电二 地面供配电 在10 6kV地面变电所内安设有2台S11 250 0 4kV型变压器并联使用 供地面空气压缩机 监控系统主机及 其他生产生活用电 空气压缩机 监控系统主机采用双回路供电 其 余各配电点为0 4kV单回路供电 从10 6kV地面变电所引两回6kv电源 至风井变电所 安设2台S11 M 400 0 4kV变压器供主要通风机用电 三 井下供配电三 井下供配电 矿井为双回路电源线路下井 供电电源由地面10kV变电所不同母 线段的2台高压开关柜引出 经10 6变压后 经主平硐引至井下中央 变电所 入井电压为6kV 入井两趟电缆选用MYJV22 8 7 6KV 3 95型电力电缆 中央变电所内安设有1台KBSG 315 6 0 69kV型矿用隔爆变压器 作为一级轨道下山绞车和一级行人 下山架空人车电源 自中央变电所以MYJV22 8 7 6KV 3 35电缆分别引两回6KV电源至东采区 170m变电所 所内设QJGZ 5 0 6开关3台 作为 170m水平水泵电源 自 170m变电所引设两回6kv 电源至 170m绞配电硐室 安设1台KBSG 500 10 0 69kV型矿用隔爆变压器作为二级轨道下山绞车 二级行人 下山架空人车及3111采煤工作面机尾用电电源 自 170m绞车配电硐 室引两回6kv电源至 0m变电所 所内设1台KBSG 100 10 0 69kV型矿用隔爆变压器作为局部通风机专用电源 另安设2 台KBSG 315 10 0 69kV矿用隔爆变压器作采掘工作面及其他采区用电点动力 电源 采煤工作面与掘进工作面采用分开供电 掘进工作面的局部通风 机采用双风机 双电源 双回路供电 其中一回为 三专 供电线路 另一回为备用电源线路 双风机能够自动切换 采煤工作面的电 气设备设有瓦斯电闭锁 掘进工作面的电气设备设有风电闭锁 瓦斯 电闭锁 煤电钻采用127V电压 设有煤电钻综合保护装置 四 设备装机总容量 设备工作容量 吨煤综合电耗四 设备装机总容量 设备工作容量 吨煤综合电耗 矿井设备装机总容量2611 4KW 设备工作容量1908 8KW 其中 地面设备工作容量621 7KW 井下设备工作容量1287 1KW 设备有 功功率1318 88kw 地面542 68kw 井下776 2kw 矿井吨煤综合电 耗35kw h t 五 供电能力计算过程及结果五 供电能力计算过程及结果 1 计算公式 1 电源线路能力核定按下式计算 W P 4 10 16330A 式中 AX 电源线路的折算能力 万t a P 线路合理 允许的供电容量 kW 按线路允许的载流量和线路电压 降不超过5 取最小值计算 w 矿井吨煤综合电耗 kWh t 采用上年度的实际吨煤综合电耗 2 主变压器能力核定按下式计算 W S 4 10 16330A 式中 Ab 变压器的折算能力 万t a S 工作变压器容量 kVA 为全矿井的功率因数 取0 9 w 矿井吨煤综合电耗 kWh t 同电源线路能力核定计算式采用数 2 参数选择 1 电源线路能力 W P 4 10 16330A P 线路合理 允许的供电容量 1941kW 按线路允许的载流量和线路 电压降不超过5 取最小值计算 w 矿井吨煤综合电耗 35kWh t 采用上年度的实际吨煤综合电耗 2 主变压器能力 W S 4 10 16330A S 工作变压器容量 1900kVA 全矿井的功率因数 取0 9 w 矿井吨煤综合电耗 35kWh t 同电源线路能力核定计算式采用数 3 计算结果 1 电源线路能力核定按下式计算 at W P 万28 29 3510 1941 16330 10 16330A 44 2 主变压器能力核定按下式计算 at W S 万02 22 3510 9 01900 16330 10 16330A 44 根据上述计算 矿井的供电能力为22 02万t a 第七节第七节 地面生产系统地面生产系统 一 地面生产系统组成一 地面生产系统组成 矿井地面生产系统主要由卸煤 储存及装车外运等环节组成 原 煤经机车运至地面经人工卸至储煤场 井下矸石矿车由机车拉至井口 临时堆放场 翻卸后暂时储放在排矸场中进行综合利用 二 煤仓形式及容量二 煤仓形式及容量 矿井采用露天储煤场 容量约3000t 三 装车及外运方式三 装车及外运方式 储煤场中的原煤通过装载机装车 经公路汽车外运 四 地面生产系统能力计算过程及结果四 地面生产系统能力计算过程及结果 1 系统环节中设备的年处理能力 系统环节主要设备有 1台手动翻车机和1台ZL50型装载机 设备 年处理能力按下式计算 A 330 16 万t a A1 1 2 104 式中 A1一设备小时生产能力 t h 最小设备年处理能力 手动翻车机环节 A1 50t h A 330 16 50 1 2 104 22 万t a 2 汽车装车外运输能力验算 A 330 10 4 A1 k1 T 330 10 4 100 0 8 7 18 48 万t a 式中 A 年装车外运量 万t a k1 运输不均匀系数 外委汽车队取0 8 T 每日装车作业时间 7h d A1 小时装车能力 取100t h 3 验算结果 经上述验算 矿井地面生产系统能力取其系统中最小环节能力 即为18 48万t a 地面现有生产系统能力能满足矿井机械化升级改 造后的生产要求 第四章第四章 矿井安全设施矿井安全设施 第一节第一节 安全监控系统安全监控系统 矿井采用KJ101N型煤矿监测监控系统 主机设置在地面监控室内 设置有2台 1台工作 1台备用 井下分站采用KJ101N F1 KJ101N F12型8台 传输电缆型号为MHY32 1 4 1 通过主平硐 329m运输大巷进入采区工作面 在井下采煤工 作面 掘进工作面 工作面回风巷 总回风巷 回风斜井内等地点设 置有瓦斯传感器12台 一氧化碳传感器5台 温度传感器5台 风筒传 感器2台 负压传感器1台 风速传感器4台 设备开停传感器17台 风门开关传感器10台 馈电传感器11台 安全监测监控系统完善 各 类传感器配备齐全 运行正常 矿井监测日报制度执行较好 监控设备按 AQl029 2007 规定和 煤矿安全规程 要求定期进行调试 校正 并且使用 正常 第二节第二节 人员定位系统人员定位系统 矿井安装有1套井下人员定位系 统 型号为KJ106型 主干线为RS485通信电缆 经主平硐 32 9m运输大巷 采区行人下