柳林县陈家湾乡煤矿

柳柳林林县县陈陈家家湾湾乡乡煤煤矿矿 采煤方法改革设计采煤方法改革设计 说 明 书 生产能力 300Kt a 所 长 刘栓亮 总 工 刘俊保 项目负责人 王建生 吕梁地区煤炭设计研究所 二 00 五年二月 柳林县陈家湾乡煤矿采改情况表柳林县陈家湾乡煤矿采改情况表 地址 柳林县陈家湾乡 采矿许可 证 号 83 井田 面积 2 0978 km2 批准开 采煤层 9 生产 规模 9 万吨 年 生产许可 证 号 XY2G2 井田 面积 2 0978 km2 开采 煤层 9 生产 能力 9 万吨 年 原生产 能 力 9 万吨 年采改后生产能力30 万吨 年 保有地质 储 量 1201可采储量705 6 服务年限16 8 年 采改前竖井 竖井 矿井开拓 采改后斜井 竖井 竖井混合式 采改内容 1 开凿主斜井 310 米 2 延伸主斜井附属段 125 米 3 开凿煤仓 300 吨 4 开凿水仓 水泵房 1000 米 3 5 掘进下山巷道 490 米 6 掘进顺槽 420 米 7 开切眼 100 米 8 安装皮带 6 部 9 水泵等其它设备 采改投资2442 95 万元 图图 纸纸 目目 录录 序号图 名图 号比 例 1井上下对照图1 5000 2井田开拓平面图1 2000 3采区巷道布置及机械配备平面图1 2000 4通风系统图1 2000 5井上下供电系统图 6回采工艺布置图 7 8 9 10 前前 言言 按照停产整顿复产验收要求 坚持 提高一批 规范一批 关 闭一批 的原则 坚决遏制重特大事故的发生 矿方为合理规划 正规开采 实现规模化生产 建成规模型 效益型 系统型的企业 委托我所编制采煤方法改革设计方案 一 编制依据 1 煤矿开采设计的有关手册及国家的有关法律 法规 规程等 2 吕行发 2004 28 号 关于煤矿停产整顿复产验收的实施方 案 3 矿方提供的有关图纸 资料和井下实测资料 4 根据柳安监字 2002 41 号文件 二 设计的指导思想 设计在贯彻执行煤炭工业政策 法规 条例的前提下 以经济 效益 安全生产为中心 以促进区域经济的发展为目标 以矿井资 源条件 开发条件为基础 以市场需求为导向 本着 规范设计 正规开采 提高效率 改善矿井安全状况 的原则 为矿井安全高 效生产创造良好的条件 力争使该矿改造工程达到工程量省 投资 少 工期短 见效快的目的 通过采煤方法改革把煤矿建设成用人 少 效率高 成本低 环境效益好的环保型企业 三 设计的主要内容 1 根据政策 取缔井下防爆三轮车运输的历史 改造井下运输 系统 2 进行采煤方法改革的设计 减少资源浪费 解放生产力 3 本着 整体规划 正规开采 重点设计 的原则 以 一矿 一井 一采 两掘 为出发点进行设计 4 利用已开凿的主斜井 已基本临近煤层 后期调整运输和 通风系统 第一章第一章 矿井基本情况矿井基本情况 一 地理概况一 地理概况 陈家湾乡煤矿位于柳林县陈家湾乡下寺头村 在柳林县县城东 南直距约 11km 处 地理坐标为 东经 110 54 40 110 00 52 北纬 37 21 28 37 22 45 距孝柳铁路穆村 站 19km 距 307 国道 13km 东山矿区循环公路经过该矿区 交通 较为便利 见交通位置图 该矿区西邻张家社煤矿 东靠陈家湾村煤矿 南依郭家山 狮 尾沟联营煤矿 北为风氧化带尖灭区 二 企业概况二 企业概况 该矿于 1988 年经山西省煤炭资源委员会晋煤资字 1988 第 237 号批准筹建 2000 年投产 属乡办集体企业 批准井田面积 2 0978km2 批准开采 9 煤层 采矿许可证号 83 生产规模 30 万吨 年 生产许可证号 XY2G2 核准生产能力 9 万吨 年 该矿地质构造 为单斜构造 简单且稳定 煤层平均厚度 5 2m 保有地质储量 1201 万吨 可采储量 705 6 万吨 生产能力按 30 万吨 年计算 服务年限 16 8 年 第二章第二章 矿井开采条件矿井开采条件 一 地质构造一 地质构造 井田位于鄂尔多斯盆地东部边缘 河东煤田中部 大地构造位 置处于华北地块之次级构造单元河东凹块之中 区域构造为一单斜 构造 地层倾向南西 倾角 3 12 本井田构造简单 总体上为向西南倾斜的单斜构造 地层倾角 3 12 井田内发现有氧化带及陷落柱等构造 在今后井下开采中 应注意隐伏和陷落的线索 预防事故的发生 二 含煤地层二 含煤地层 井田内含煤地层主要是二叠系下统山西组和石炭系上统太原组 的地层 现叙述如下 山西组 P1S 山西组以陆相沉积为主的含煤沉积 主要同灰黑色砂质泥岩 泥岩 炭质泥岩 灰色细砂岩及煤层组成 本组含 3 4 5 号煤层 均为不可采煤层或零星可采煤层 本组厚度稳定性较太原组稍差 平均厚度为 51 8m 本组从沉积特征来看 形成于海退过程中 聚煤 作用发生于海退造成的滨海三角洲平原段及湖泊 泻湖 潮坪环境 中 砂岩层较太原组稍发育一些 而石灰岩则不发育 底部的中粗 粒砂岩为山西组和太原组的分界线 该砂岩厚度一般为 2 90 9 89m 平均为 7 64m 砂岩为中粒结构 层状构造泥质胶结 太原组 C3t 下段 从太原组底部的 K1砂岩至 9 号煤层底部 厚度约 93 29m 岩性以泥岩 薄层灰岩 砂质泥岩和砂岩为主 底部以 K1 砂岩为界 与下伏地层整合接触 中段 从 9 号煤层底至 L3灰岩底 厚度为 16 62 23 7m 平均 20 16 本段主要了育有三层煤层 8上 8下 9 号煤 和灰岩 泥岩 上段 从 L3灰岩底界至 L3砂岩底界 厚底为 24 25 65 68m 平 均为 44 96m 岩性为石灰岩 泥岩 砂岩及煤线组成 含有 6 7 号 煤层 均为不可采煤层 三 煤层特征三 煤层特征 1 煤的物理性质 井田内各煤层的物理性质大体相同 表现为黑色 条痕为棕黑 色 褐黑色 玻璃和强玻璃光泽 硬度一般为 2 3 有一定韧性 参差状 阶梯状断口 内主裂隙发育 2 煤岩特征 各层煤的宏观煤岩组分以亮煤为主 次为暗煤 镜煤少量丝炭 宏观煤岩类型主要为光亮型和半亮型 半暗型次之 少量暗淡型 煤层主要为条带状 线理状结构 层状构造 其次为均一状结构 块状构造 各层煤的显微煤岩组分以有机驵分为主 无机组分次之 其中 有机组分中又以镜质和半镜质组为主 丝质组次之 无机组分主要 为粘土类 少量硫化物类 镜质组油浸最大反射率为 1 4 3 煤层厚度 1 8下号煤层 平均厚度 0 69m 为局部可采 8下号煤层平 均厚度 1 06m 为全区部分可采煤层 2 9 号煤 煤层厚 4 55 5 82m 平均为 5 2 中间夹有 2 3 层矸石 矸石厚度 0 1 0 36m 四 煤质四 煤质 1 8下号煤层 原煤水分 Mad 为 1 50 灰分 Ad 为 16 02 挥发分 Vdaf 为 20 90 全硫 st d 为 1 54 发热量 Qgr vd 为 29 15MJ kg 精煤水分 Mad 为 0 48 灰分 Ad 为 6 22 挥发分 Vdaf 为 18 59 全硫 st d 为 1 17 粘结指数 Gr l 为 62 7 确定该煤层为中灰 低硫的焦煤或瘦煤 2 9 号煤层 原煤水分 Mad 为 1 42 灰分 Ad 为 15 33 挥发分 Vdaf 为 21 42 全硫 st d 为 1 41 发热量 Qgr vd 为 28 98MJ kg 精煤水分 Mad 为 0 48 灰分 Ad 为 7 65 挥发分 Vdaf 为 19 17 全硫 st d 为 1 10 粘结指数 Gr l 为 65 18 确定该煤层为中灰 低硫的焦煤或瘦煤 五 水文地质五 水文地质 一 地表水 陈家湾乡煤矿矿区属吕梁山西测中山区 矿区内沟谷中的季节 性流水汇入罗候河 二 含水层 1 奥陶系碳酸岩岩溶裂隙含水层 埋藏于井田深处 距地表深浅不一 地层厚度大 分布广泛 溶洞和裂隙发育 具有良好的含水空间 富水性强 水量大 水质 较好 是井田主要含水层 据柳林县焦化厂水井资料以及柳林泉域 水位资料 奥陶系灰岩岩溶水水位标高为 803 米 9 号煤层最低底板 标高为 805 米 标高高于奥灰水水位 2 井田主要隔水层 本溪组底部为一套以泥岩和铁铝质粘土岩为主的地层 夹有砂 岩和石灰岩 该层分布普遍 厚度稳定 是太原组与下伏奥陶系灰 岩之间的重要隔水层 隔水性好 三 矿井涌水量 该矿现采 9 煤层 设计生产能力为 9 万吨 年 正常涌水量为 5m3 h 最大涌水量为 10m3 h 六 瓦斯 煤层及煤的自燃性六 瓦斯 煤层及煤的自燃性 根据柳林县安监局 2004 年度矿井瓦斯等级鉴定和二氧化碳测 定汇总表 提供的资料 该矿现开采 9 煤层时的矿井瓦斯相对涌出 量为 1 55m3 t 绝对瓦斯涌出量为 0 3m3 min 属低瓦斯矿井 根据煤炭科学研究院西安分院物理化测试中心提供的检验报告 该矿现在开采的 9 煤层煤尘火焰长度为 40mm 煤尘爆炸指数为 17 具 有爆炸性 因此 在今后的生产过程中 就加强防尘防爆措施 及 时处理好浮煤和粉尘 严格控制风流 风速 并进行洒水防尘 以 杜绝煤尘爆炸 根据检验报告 该矿的煤层 0 31 属 类不易自燃煤 七 煤层顶 底板情况七 煤层顶 底板情况 1 8下号煤层 位于太原组中部 L3灰岩为其直接顶板 距下部 9 号煤层 12m 左右 煤层厚 0 74 1 27m 平均为 1 00m 该煤层不含夹矸 为结 构简单 层位局部较稳定的可采煤层 煤层顶板为灰岩 底板为泥 岩 2 9 号煤层 位于太原组中部 距上部 8 下号煤层底 12 米左右 距下部 K1 砂岩顶 65m 左右 煤层厚 4 5 5 82m 平均 5 2m 含有 1 3 层夹矸 厚 0 1 0 36m 为结构较简单 层位稳定的全区可采煤层 烧层顶板为 泥岩 底板亦为泥岩 第三章第三章 矿井现状矿井现状 一 开拓开采系统 据矿井资料及实际情况 现采用立井开拓 单一水平布置 井筒特征如下表 井筒 名称 开拓 形式 井口 坐标 井口 高程 坡度深度 井筒 规格 断面 支护 形式 用途 主井立井 X 669 Y 402 929 24390 762 86 15 料石 砌碹 提煤进风 副井立井 X 751 Y 757 929 77990 742 54 9 料石 砌碹 行人下料 回风 该矿为单一煤层开采 两翼布置 矿井分为两个采区 现采一采 区 由于历史原因 前期开掘巷道布置不合理 且变曲严重 矿井 现布轩一个 90 米长壁式工作面 采高 2 2 米 采用放炮落煤 刮板 输送机运输 金属支柱配合 梁支护顶板 布置两个掘进工作面 采用爆破配合手镐落煤 刮板运输 锚网支护 掘进苍道 上宽 3 1 米 下宽 2 9 米 采高 2 8 米 二 通风系统 矿井通风方式为中央列式 通风方法抽出式 回风立井井口 安装 BK54 4 NO11 型轴流式风机两台 一台工作 一台备用 配 套功率 30kw 电压等级 380V 矿井通风阻力为 55mmH2O 计划风 量 1025m3 min 实测风量 1148 m3 min 掘进工作面安装 YBT41 2 型局部通风机两台 功率 5 5KW 三 提升系统 主立井担负矿井提煤 进风任务 井口安装 JTP 1 2 提升绞车 并装设各大保护 提升采用 2 吨箕斗 提升能力为 30T h 副立井担 负矿井提人 下料 回风任务 井口安装 JTP JTP 1 2 提升绞车 各大保护装置齐全可靠 提升采用下 X 500 四 运输系统 工作面放炮落煤 SGB 420 40 刮板运煤 顺槽 SGB 420 40 刮板 SSJ 650 30 皮带 下山 SSJ650 30 皮带 井底 SGB 420 40 刮板 主立井煤仓 立井 地面 运料由副立井下放到副立井底 然后由人工用平车拉至每一个用料地点 五 拱电系统 该矿现运行主电源自青龙 110KV 变电站 东川 10KV 支线安半 变压器两台 一台型号为 S9 250 10 10 0 69KV 容量 250KVA 经地面配电室 WZG 1400 0 4 0 69 隔离变压器升压后分两趟 u1000 3 70 1 16 的阻燃电缆输入井下配电点后 分区向采 掘 供电 一台型号为 S9 160 10 0 4KV 供地面提升绞车 通风机和各 辅助设施用电 另一回路为陈家湾 35KV 变电站 10KV 专线 矿方自备电源一 发电机组 两台容量分别 250KW 100KW 250KW 发电机给供 井上主要生产设备 250KW 发电机给以配电室 WZG 1400 0 4 0 69 隔离变压器升压器升压后专供井下用电 六 给排水系统 该矿井上下 生产 生活用水水源取自陈家湾深井水 三轮车 拉运 矿区现打深井 井口修筑静压洒水池 容量为 200m3 供井下 防尘洒水用 井下排水分两级 一级水仓容量达 80m3 安装 13Kw 潜水泵两 台 一台工作 一台备用 二级水仓容量为 50m3 安装主排水泵两 台 型号为 2DA8 9 功率 13KW 扬程 90m 铺设二趟 2 寸聚乙 稀阻燃管路排出地面 矿井正常涌水量 5m3 h 地面工业广场及生活区修筑涵洞和明渠进行排洪 七 地面生产系统 矿井采用主立井提煤 进风 副立井行人 运料 回风 内设 梯子间 地面工业场区布置修筑灯房 浴室 机修车间 设备材料库 炸药库 配电所 绞车房等生产 生活设施 目前 部分工程已完 善 部分工程仍在施工中 可望年内全部投入使用 八 防尘洒水系统 九 监控系统 第四章第四章 矿井环节能力核定及配套改造矿井环节能力核定及配套改造 第一节第一节 矿井环节能力核定矿井环节能力核定 根据 2004 年矿井生产情况 各环节能力核定如下 一 主提升能力一 主提升能力 提升绞车型号 JTP 1 2 卷筒直径 1200mm 钢丝绳最大速度 1 5 米 秒 电机功率 55KW 提升一次循环时间 240 秒 次 电机提升净重 2 吨 则 A 330 16 3600 Q T K 104 330 16 3600 2 240 1 2 104 13 2 万吨 年 经计算矿井提升能力为 12 万吨 年 式中 A 每年提升煤量 万吨 年 Q 每次提升煤量 吨 次 T 每提升一次循环时间 秒 次 K 提升不均匀系数 取 1 2 二 通风能力二 通风能力 主要通风机为 BK54 4 NO11 功率 30KW 矿井有效风量 1260m3 min 平均日产吨煤需风量 2m3 t A Q 350 9 K 104 1260 350 2 1 25 104 17 64 万吨 年 经计算矿井通风能力为 17 64 万吨 年 式中 A 年通风能力 万吨 年 Q 矿井有效风量 m3 min q 平均日产吨煤风量 m3 t K 矿井通风系数 取 1 25 三 排水能力三 排水能力 主排水泵型号 2DA8 9 功率 13KW 扬程 90 米 流量 10 8 m3 h 正常涌水量 5 m3 h 则 A Bn 20 330 An 104 10 8 20 330 1 15 104 6 19 万吨 年 式中 An 排正常涌水能力 万吨 年 Bn 工作泵小时排水能力 m3 h An 平均日产吨煤所需排正常涌水量 m3 h 经计算矿井排水能力为 6 19 万吨 年 四 井下运输能力四 井下运输能力 现井下为刮板 皮带运输 40 型刮板运输能力为 150T h 650 皮带运输能力为 200T h 则井下年运输能力为 150 10 330 49 5 万吨 年 200 10 330 66 万吨 年 则井下年生产运输能力为 49 5 万吨 年 五 供电能力五 供电能力 该矿井上供电容量 160KVA 井下供电容量 250KVA 地面配发 电机 100KW 井下供电配 250KW 发电机 同时配 WZG I400 0 4 0 69 隔离变压器 该矿现安装井上变压器容量 160KVA 电压 380V 电力负荷 250KW 供井下变压器容量 250KVA 电压 380V 经电力负荷统计 现电力负荷 400kw 改造后电力负荷 1160 5KW 远远不能满足安全 生产的要求 急需调整和解决供电能力以及双回路电源 第二节第二节 矿井环节配套改造矿井环节配套改造 该矿现生产能力为 9 万吨 年 生产系统布置极不合理 根据矿 井各系统薄弱环节 结合国家 资源整合 关小建大 的战略布置 该矿为改善矿井安全生产条件 提高矿井抗灾能力 正在进行生产 系统调整的技改扩建项目 目前 正处于设计规划 审批阶段 现 将各环节配套改造简述如下 一 生产系统一 生产系统 矿井立井箕斗提升 严重制约着生产能力的提高和提升系统的 安全保障 根据矿井改扩建规划及批准文件开凿一新主斜井 井口 坐标为 x y z 928 3 井筒特征为 净宽 3 6 米 净高 3 1 米 坡度 17 度 斜长 310 米 安装胶带输送机与检修轨道进行出煤 运 输大型材料 现主立井调整为付立井 用于提升小型材料及人员 现付立井调整为专用回风井 以改善矿井各生产环节能力 二 通风系统二 通风系统 经核定现有通风能力虽能满足生产要求 但由于巷道的延伸 通风阻力不断增加 加之技改扩建的需要 为严格执行 以风定产 的方针 需安装 BDK618 6 NO 17 型轴流式风机两台 功率 2 75KW 风量范围 17 62m3 S 风压 220 3087Pa 一台工作 一台备用 三 运输系统三 运输系统 该矿现采煤工作面为前期形成的 80m 长壁式炮采工作面 采区 运输巷道为皮带运输 运输大巷安装 650 型皮带 根据矿方提供的 图纸资料看 结合该矿的实际情况 设计如下方案 1 该矿现在南下山继续向下开拓 东 西翼都为实体煤 在开 拓巷以西块段开掘顺槽 布置一个正规高档长壁式工作面 根据采 区布置 命名为 9110 工作面 工作面顺槽长 460m 工作面长 100m 下山开拓至 9110 顺槽口开掘顺槽 采用双巷掘进方式开掘 两顺槽已经形成 已打开 2 现新开一斜井 改变运输系统 工作面落煤 SGB 620 40 刮 板 顺槽 SGB 620 40 刮板 SSJ 650 2 22 皮带 下山 SSJ800 2 40 皮带 斜井 800 皮带 地面 主皮带选型 一 根据工程设计证书 Sb 主井皮带 1 规格型号 SSJ800 2 75KW 电压 380 600V 2 新斜井斜长 L 430m 计划 3 井筒倾角 17 二 依据 1 皮带倾角 17 2 皮带宽 B 800mm 3 皮带机长 430m 4 年产量 30 45 万吨 年 5 带速 V 2m s 三 计算 1 小时产量 Qh 107T h 按 110T h 2 驱动轴功率 P L1 50 式中 L1 L cos 430 cos17 411m h L sin 430 sin 17 126m P 411 50 57 36KW 电动机功率 N 94 4KW 45 104 300 14 WV 3400 Qh 12230 h Qh 367 57 2 3400 110 12230 126 110 367 P M n a b 57 36 1 2 0 9 0 9 0 9 皮带机电动机功率 94 4KW 四 皮带机选型 工程设计证书中 该皮带选型为 SSJ800 2 75KW 应改为 DTL800 2 75KW 电压 380 660V 该皮带机功率运输能力 能满足生产要求 四 供电系统四 供电系统 1 供电电源 经核定 矿井现有井下供电电源远远不能满足安全生产需求 且 该矿井属单电源供电 不符安全评价要求 根据矿方的整体规划 在解决矿井双回路 双电源的同时 为保证高档普采工作面的用电 负荷 计划高压下井 以满足采煤工作面的需求 为解决该矿的双回路供电 根据矿方申请 电力部门的整体规 划 该矿的双回路供电计划为 一回路接下寺头 35kv 变电站 10kv 支线 距矿 1km 一回路接寨崖底煤矿 35kv 变电站 10kv 专线 距 矿 2km 从而形成双回路供电 目前 两变电站正在施工 安装 另外配备 MP 120 4 发电机组二台 专供煤矿保安负荷 2 地面供配电 矿井地面供电系统采用放射式 动照合一 配电设备采用 S9低 损耗电力变压器和具有五防功能的 XGN2 10Z 型高压开关柜 据规 划统计 矿井地面用电负荷为 456KW 根据地面的用电负荷 安装 S9 M 400 10 0 4 变压器两台 一 台工作 一台备用 3 井下供配电 根据矿井井下开拓布置及负荷情况 确定井下采用 660V 供电 全矿下井电源共 2 回路 均引自地面 660V 不同母线段 下井电缆采 用 ZR3 90mm2 1 25mm2矿用阻燃橡胶电缆 经主立井下井 2 回路电源同时工作 互为备用 即当任一回路电源停止供电时 另 一回路电源仍能保证井下全部设备的正常运行 根据矿井井下负荷状况采掘机械设备配备 在地面设一座变电 所 安装 S9 630 10 0 69 变压器二台 一台使用 一台备用 电压等 级均为 660V 井下负荷统计井下负荷统计 设备名称规格型号 功率 kw 设备 台数 电压等级 V 刮板机 前 SGB 620 40KW401660 刮板机 后 SGB 620 40KW401660 泵站MRB 125 31 5371660 顺槽皮带SSJ650 2 222 221660 水泵绞车42 回 采 小计169 胶带输送机SSJ650 2 222 221660 刮板机SGB 420 30303660 掘 进锚杆3017 52 风机YBT41 25 52660 采区水泵BXWZ 80 1342660 小计168 皮带SSJ 800 2 402 401660 主水泵DF46 30 7451660 主斜井皮带DTL800 2 752 751660 调度绞车TD 25251660 栈桥皮带DTL800 30301660 主 运 输 主 排 水总计667 地面负荷统计地面负荷统计 设备名称规格型号 设备 台数 额定功率 KW 电压等级 V 付井绞车JTP 1 61130380 主风机BDK618 6 NO 1722 75380 660 热风炉HSL Ls 60237 5380 锅炉130380 水源井55380 电锯18 5380 工业生活照明20380 220 车间15380 总计493 5 第五章第五章 采区布置及采煤方法采区布置及采煤方法 第一节第一节 井田开拓有采区布置井田开拓有采区布置 一 井田布置原则一 井田布置原则 1 设计充分考虑井巷及车场形式 充分利用现有的井巷工程 合理确定开拓方式 水平采区布置 2 根据矿井现有巷道的实际情况 充分利用 减小工程量 节 省工期 以最快速度 最短工期进行各系统环节改造 3 严格执行 煤炭工业小型煤矿设计规定 尽量结合地方煤矿 的生产实际 达到投资小 见效快 效益高的目的 二 开拓方案选择二 开拓方案选择 该矿井现采用斜 竖混合式开拓 主立井垂深 76m 直径 2 8m 净断面 6 15m2 担负提煤 进风任务 副立井垂深 74m 直 径 2 5m 净断面 4 9m2 内设梯子间 主要担负行人 运料 回风 任务 为矿井安全出口之一 因主立井断面小 提升能力有限 制 约着该矿井的生产能力 为了实现机械运输 提高运输能力 保证运输安全 适应国家 的安全形势 矿方在矿区重新布置开拓一新斜井 以缓解提升运输 系统的制约 井筒特征为净宽 3 6m 墙高 1 3m 拱高 1 8m 的半圆 拱净断面 9 8m2 粗料石砌碹 井筒斜长 310m 坡度 17 为专用 提升进风井 见煤后 修筑 300T 煤仓 中央变电所 中央水仓及水 泵房 三 采区准备工作面设计三 采区准备工作面设计 一 采区特征 为 设计规范 正规开采 提高效益 改善矿井安全状况 在 准备 9110 工作面的同时 开凿新主斜井 南进风大巷 南回风大巷 设计采区位于井田中部 为双翼下山采区 考虑到后期的整体规划 设计首先开采采区西翼 9 煤层 该块倾斜长度 400 余米 每个工作 面特征如下 1 主采煤层 9 2 煤层可采厚度 4 5m 3 层煤倾角 3 6 4 工作面走向长度 420m 5 工作面倾向长度 160m 6 可采储量 27 6 万吨 7 工作面服务年限 1 年 二 回采工作面长度及生产能力 设计该采区布置 4 个工作面 严格按照 一采两掘 的规定 生产时布置一个回采工作面两个掘进工作面 运输系统改造调整后 装备该工作面 工作面长 100m 开邦高 2 2m 放顶煤高度 2 3m 顺槽长度 420m 回采工作面生产能力按下式计算 A 330L h1C1 h2C2 rab 式中 A 工作面生产能力 Kt a 330 工作面年工作日 d L 工作面长度 110m h1 工作面开邦高 2 2m C1 回采率 95 r 煤的容重 1 4t m3 a 循环进度 0 8m b 日循环数 取 2 经计算 A 292Kt a 经计算掘进工作面生产能力 24 Kt a 采掘工作面生产能力合计 为 316 Kt a 完全能够满足设计生产要求 四 接替采区布置四 接替采区布置 设计接替采区位于井田东部 该采区内煤层倾角 3 6 走向长 度 1200m 采区内采用单一布置 集中开采 设计布置一个高档工 作面 二个掘进工作面 采煤方法为走向壁式工作面 MGZ200 W1 采煤机落煤 刮板转载机 胶带输送机运输 ZWMX2200 17 14F 放 顶煤液压迈步支架支护顶板 设计运输顺槽采用锚杆支护 上宽 3 1m 下宽 2 9m 铺设刮板转载机 胶带输送机 担负进风及原煤 运输任务 待 9110 工作面采完后 布置在 9201 工作面接替 第二节第二节 采煤方法采煤方法 一 采煤方法的选择一 采煤方法的选择 9 煤层厚度 4 56m 中间夹矸平均 0 23m 剔除矸石厚度后 净 煤层平均高度 4 33m 顶板为泥岩 本设计根据煤层赋存情况及矿井 现有技术力量 结合实际情况 9110 工作面采用高档普采的方式 开邦高 2 2m 放顶煤高度 2 3m 确定为走向长壁 采的方式进行采 煤工作 装备 9110 回采工作面时 采用 ZWNMX 2200 17 14 放顶煤 液压迈步支架放顶煤 一次采全高 4 5m 二 回采工艺二 回采工艺 工作面采用走向长壁高档普采放顶煤采煤法 采煤机截深 0 6m 双后割煤 一刀一放循环作业 放顶步距 0 6m 割煤与放煤分 步作业 采煤高 2 2m 放落高 2 3m 采煤比例为 1 1 1 工作制度 回采工作面工作制度为 三八 制 每天二班生产 一班检修 一天两循环 循环进度 0 6m 放顶步距 0 6m 2 顶板管理 工作面采用高档普采放顶煤的采煤方法 MG200 W 型双滚筒采 煤落煤截深 0 6m 放顶步距 0 6m 支护采用网格式液压迈步支架支 护顶板 型号为 ZWMX 2200 17 24F 支架初撑力为 1545KN 工作 阻力为 2200KN 随工作面的推进 与放顶煤分步作业 顶板自然垮 落充填采空区 作业时 采用端头斜切进刀 滞后采煤机后滚筒 5 米 追机铺网伸长前探梁 滞后 20 米推移前部输送机 输送机弯曲 段长度 15 20m 推移 0 6m 随后逐架移架 移架后每 5 架进行放顶 煤 依次进行 放煤口出现 1 3 矸石即停止放煤 放完顶煤后 移后 部输送机 然后检查收工 3 采空区处理 因该矿的伪顶和直接顶为泥岩 较松软 随采随落 不用采取 强制放顶措施 采空区采用自然垮落充填 4 回采工艺 回采工艺 机组端头斜切进刀 采煤机割煤 铺网 伸 前探梁 移前部输送机 移架 放顶煤 前部输送机 采煤机机尾准备进刀 三 工作面采煤 装煤 运煤方式及设备选型三 工作面采煤 装煤 运煤方式及设备选型 工作面采用 MG200 W 采煤机采煤 网格式液压迈步支架放顶 煤 工作面煤头安装 SGB 620 40 刮板机运煤 后部落山安装 SGB 620 40 刮板机进行顶煤运输 运输顺槽铺设 SZB 730 75 刮板运输机 转载 SSJ 800 2 75 可伸缩皮带运输 材料顺槽安装 JD 37KW 无 极绳绞车 铺设道轨利用矿车进行 铺助用料 出矸 第三节第三节 采区设备配备采区设备配备 一 回采工作面一 回采工作面 采区布置一个走向长壁高档普采工作面 回采工作面配备设备 如下 网格式支架 ZWMX2200 17 24 95 架 含备用 采煤机 MG200 W 1 台 单体液压支柱 DZ28 25 100 100 根 含备用 刮板输送机 前部 SGB 620 40 1 部 刮板输送机 后部 SGB 620 40 1 部 兀型钢梁 DFCC 2600 48 根 含备用 兀型钢梁 DFCC 3200 20 根 小水泵 2BA 6 1 台 转载刮板机 SZB 730 75 1 部 胶带输送机 SSJ 800 2 75 1 部 乳化液泵 MRB 125 31 5 1 台 无极绳绞车 JD 37KW 1 台 二 掘进工作面 1 采区内布置二个顺槽掘进工作面 工作面设备配合如下 局扇 YBT41 2B 3 台 一台备用 刮板输送机 SGB 420 30 2 部 小水泵 2BA 6 1 台 煤电钻 MZ 1 2 2 台 煤电钻综保 BZZ 4 0 2 部 可伸缩胶带输送机 SSJ 650 22 2 1 部 调度绞车 JD 11 4 1 台 2 巷道掘进断面及装运煤方式 顺槽掘进工作面采用人工打眼 放炮落煤 人力平车配合刮板 输送机转载运煤 顺槽内铺设胶带输送机 工作面呈梯形断面 上 宽 3 1m 下宽 2 9m 采用锚网支护 每 0 8m 一架 3 巷道掘进指标 采区巷道按梯形断面掘进 断面 8 4m2 每日按三班 每班按 2 5m 掘进 每月按 25 天计算 则每月两条顺槽掘进指标为 3 2 2 5 25 375m 若容重按 1 4 计算 则每月的掘进煤量为 375 8 4 1 4 4410 吨 第四节第四节 矿井风量及通风阻力计算矿井风量及通风阻力计算 一 矿井风量计算一 矿井风量计算 1 回采工作面风量计算 1 按瓦斯涌出量计算 Q采 100 q采 K 100 0 1 1 5 15m3 min 式中 q采 回采工作面瓦斯绝对涌出量 0 1 m3 min K 回采工作面通风系数取 1 5 2 按人数计算 Q采 4N 4 50 200 m3 min 式中 N 回采工作面同时工作的最多人数 50 人 3 按回采工作面气候条件计算 Q采 60 V采 S采 60 1 0 7 48 448 8 m3 min 式中 V采 与回采工作面温度相宜的风速为 1 0m s S采 回采工作面平均断面积为 7 48m2 上述计算取最大值 故回采工作面的配风量 取 Q 采 448 8 m3 min 风速计算 回采面最大控顶距时 S大 3 6 2 2 7 92m2 最小控顶距时 S小 3 0 2 2 6 6m2 V大 Q S小 448 8 6 6 68m3 min 1 13m s m s V小 Q S大 448 8 7 92 56 67m3 min 0 94m s 0 25m s 风速符合 规程 规定 2 掘进工作面风量计算 1 按瓦斯涌出量计算 Q掘 100q掘 K掘通 100 0 12 1 5 18 m3 min 式中 q掘 掘进工作面瓦斯绝对涌出量 0 12m3 min K掘通 掘进工作面通风系数 取 1 5 2 按人数计算 Q掘 4N 4 12 48 m3 min 式中 N 掘进工作面同时工作的最多人数 12 人 3 按局扇的实际吸风量计算 两个掘进工作面各配备一台 YBT41 2 型 5 5KW 风机 吸风量为 200m3 min 为保证局扇吸入口 至掘进回风口之间的最低风速为 0 25m s 掘进工作面风量为 Q掘 200 0 25 60 8 4 326m3 min 5 4m3 S Q 掘 326 2 652 m3 min 风速计算 326 8 4 38 8 m3 min 0 65 m s 0 25 m s 0 64 m s 4m s 风速满足 规程 要求 3 硐室风量计算 变电室 100m3 min 水仓 100 m3 min Q 硐 200m3 min 4 其它风量计算 Q 其它 Q 采 Q 掘 Q 硐 10 448 8 652 200 10 130 08m3 min 5 矿井总进风量 Q 矿 Q 采 Q 掘 Q 硐 Q 其它 K矿通 448 8 652 200 130 08 1 25 1788 6m3 min 29 81m3 s 二 矿井通风阻力计算二 矿井通风阻力计算 摩擦阻力按下式计算 H 摩 a L p Q2S 3 式中 H摩 矿井摩擦阻力 mmH2O a 摩擦阻力系数 kg s2 m4 L 井巷长度 m P 井巷净周长 m S 井巷净断面积 m2 Q 通风井巷风量 m3 s 总阻力按下式计算 h阻 h摩 h局 h摩 1 15 1 15 h摩 经计算 矿井通风容易时期及困难时期的通风阻力分别为 h易 41 02mmH2O 401 9Pa h难 54 71mmH2O 536 2Pa 三 等级孔三 等级孔 容易时期 A易 0 38Q 0 38 27 61 1 64m2 困难时期 A难 0 38Q 0 38 27 61 1 42m2 通风属中等容易程度 主通风机选型 一 根据工程设计证书 Sb hmin 41 02 hmax 54 71 1 矿井总进风量 Q 矿 1354 60m3 min 22 57m3 s 2 矿井通风容量时期及困难时期的通风阻力 h易 41 02mmH2O 401 9Pa h难 54 71mmH2O 536 2Pa 3 主扇风机 BK54 4 NO 11 二 采改后 主通风机选型 1 主扇风机 BDK618 6 NO 17 2 电机功率 75KW 3 风量范围 17 62m3 s 4 风压范围 220 3087Pa 三 主扇风机 2 台 劳动组织表劳动组织表 人员编制 序号工种 早班中班 维修班小计 1带班长1113 2安全员112 3采煤机司机3339 4支架工55414 5端头维护工224 6铺网工112 7碎煤工112 8放煤工448 9电工2237 10刮板司机3328 11泵站工1113 12检修工66 13技术员112 14运料工224 合计27272074 第六章第六章 安全技术措施安全技术措施 一 危害安全生产因素分析一 危害安全生产因素分析 危害安全生产的因素主要包括地质构造 岩石力学条件 水文 地质条件 煤层性质 气象地震等自然灾害因素 同时还有生产过 程中的通风 排水 供电等人为因素 二 预防措施 一 预防瓦斯爆炸措施 1 通风是防止瓦斯积聚行之有效的办法 必须加强矿井通风管 理 保证通风有效 稳定和连续不断 使采掘工作面和生产巷道中 瓦斯浓度严格控制在 煤矿安全规程 允许的范围之内 生产中应 注意防止并及时处理局部瓦斯积聚 如低风速巷道顶板附近 顶板 冒落空项处及盲巷等处的瓦斯 2 该矿为低瓦斯矿井 在生产中一定要加强测风 通风 防漏 风工作 防止瓦斯积聚 发生爆炸和燃烧事故 3 建立健全瓦斯检查制度 由专人负责每天每班对瓦斯进行 检测并记录 严格执行 一炮三检 制度 瓦斯超限时 矿方应采 取相应措施将瓦斯浓度降下来 4 严格控制和管理生产中可以引火的热源 绝对禁止明火 5 已报废的回采工作面和巷道 要及时封堵密闭 以防残留 瓦斯涌入生产巷道 同时加强盲巷管理 6 地移交生产前对现有风机做一次全面性测试 7 本次设计对该矿配备一套安全监测设备 二 防尘措施 1 为了防治煤尘 设置井下静压洒水系统 主管路采用了 3 无缝钢管 分支管路分别采用 2 1 5 1 无缝钢管 按洒 水要求 运输大巷每隔 100m 顺槽 上下山每隔