矿井机械化改造竣工验收报告.doc

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 1 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 1 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 2 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 3km 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 444m 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 3 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 35s 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 4 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 NE 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 5 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 6 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 7 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 8 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 C5100002010111120083274 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 778 9kt 外连 820 6kt 内连 736 5kt 经计算 矿井可采储量为 1323 4kt 9 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 10 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 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 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 11 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 12 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 13 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 14 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 47 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 15 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 16 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 17 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 18 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 320m3 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 19 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 20 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 21 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 22 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 23 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 24 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 25 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 DA1 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 26 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 27 排出涌水量 m3 PnPm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 10kV 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 28 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 50 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 29 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 30 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 31 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