平岗煤矿东一采区设计说明书.doc

施工设计前 言本施工方案是二水平打开东部采区，也是二水平下延采区的接续采区，其生产、运输、通风、排水、供电都与二水平原系统有着延续相关的联系，这种布置优化集中管理，节省巷道、简化系统，节省人力、物力、节约资金，增加矿井产量，提高矿井生产能力。1、设计依据 根据地测科提供的地资资料及二水平首采区所施工巷道揭露煤层及巷道素描资料而设计。 2、设计参考资料1、中华人民共和国煤炭法；2、矿山安全法；3、煤矿安全监察条例；4、煤矿安全规程；5、煤炭工业矿井设计规范；6、采矿工程设计手册7、煤炭建设井巷工程概算定额，煤炭建设井巷工程辅助费综合预算定额。8、设备购置及安装工程执行煤炭建设机电安装工程概算指标、煤炭工业常用设备价格汇编、煤炭工业安装工程定额外材料预算价格。9、其他费用：执行煤炭工业建设其他费用指标。10、工程造价取费：执行煤炭建设工程造价费用定额及造价管理有关规定。第一章 采区概况及地质特征第一节 采区概况东一采区位于二水平首采区东部，其范围：上至F17断层与后石门采区相邻，下至F18断层与下延采区相接，左至技术境界与一采区相邻，右至FA断层与东二采区交界。其走向长 1260米，倾斜长1830米，面积230.58万平方米。本采区左部普查钻孔均探到穆棱组6#层为止，采区境界外附近有4个勘探钻孔即：上部有8529钻孔、062钻孔，下部有8525钻孔，右部有061钻孔，这些钻孔均见14#层。采区范围内地面为求丘陵地带无住宅民房及主要建筑物，与地面垂深500700米，开采时可不予考虑三下采煤问题。第二节 煤层与煤质一、 煤层采区主要开采城子河含煤组14煤层，结构单一，根据精查补勘报告提供煤层厚度在0.971.63米之间，全层发育。二、 煤层顶底板情况14#层顶板有0.30.5米伪顶，岩性为（从下往上）煤页岩0.10米，页岩夹煤线0.30.4米，直接顶、老顶为砂页岩或粉砂岩，厚度57米左右，底板为粉砂岩厚度在1.0米左右。14煤层上部可采煤层是穆棱含煤组6煤层，间距460米左右，14煤层与下部层15煤层间距15米，本采区范围内15#煤层不可采。三、 煤质14#煤层，结构单一，煤质好，煤种为肥煤。煤层灰分为2024%，挥发分2931%，胶质层厚度26mm，粘结数值80，发热量为6200千卡/千克6400千卡/千克。14#层煤经过入洗可生产两种产品即：冶炼精煤和动力用煤，冶炼精煤可用于炼钢，动力用煤可用于发电。第三节 地质构造根据附近采区及勘探钻孔推断，地质构造较为简单，本采区内没有较大断层，但受靠左部境界褶曲构造影响，煤岩层走向有一定的变化，煤层倾角和厚度变化不大，煤层倾角基本稳定在58之间，煤层产状对生产没有影响。第四节 水文地质特征根据附近采区及勘探钻孔揭露本采区水文地质条件简单没有含水层，可采煤层顶底板基本为粉砂岩或细砂岩能起到一定的隔水作用，因此，水的主要来源为断层和岩层裂隙水，涌水量不大，预计涌水量在1020m3/小时左右，最大涌水量不超过25 m3/小时，采区上部为矿公司二井二斜1煤层的采空区，采空区内虽积水，但与本采区14煤层间距在600米左右，对本采区影响不大。东一采区与二水平首采区，下部采区之间必须留有隔离煤柱，间距不小于60米。第五节 火成岩及古河流冲涮情况根据附近采区及周边勘探钻孔揭露，没有发现岩浆岩侵入及古河流冲涮的现象。第六节 采区与地表的关系本采区与地表垂深500700米，第四纪冲积层厚24米，煤层露头的风化带在20米左右，地面小煤窑开采的是穆棱组（现已关闭）与本层14#层相隔400500米，对本采区构不成影响。第七节 瓦斯与煤尘根据首采东部巷道实际揭露的14#层资料，14#煤层瓦斯绝对涌出量为31.3m3/min，瓦斯相对涌出量为24.1 m3/min，为高沼气区域。煤尘爆炸指数28.59%。第八节 采区储量本采区地质储量434.28万吨；工业储量434.28万吨；可采储量348.0万吨。第二章采区生产能力及服务年限第一节 矿井工作制度年设计工作日为300天，四班作业。三采一准，“四六”交叉。第二节 采区生产能力及服务年限1、采面布置采区走向长1000米，面长240米，煤层倾角58，采用综采工作面配备，工作面采用SGD-630/220型输送机运输，MG150/375-W型采机落煤，下巷采用SZ-90型转载机配合SDJ-150皮带运输。2、工作面单产A=LL1MrC=2403.61.631.40.95=1870吨/日A工作面日产量，吨/日L工作面长度，米L1工作面日进度，米/日M煤层采高，米R煤的容重，吨/米3取1.4C工作面回采率，取0.95年产量：1870300=56.1万吨/年 取50万吨/年本采区共有可采储量348万吨，设计生产能力50万吨/年，日产量1870吨/日。3、采区服务年限TZ/AK348/501.25.8年其中：T采区服务年限Z采区可采储量A采区生产能力K储量备用系数第三章采区开拓方式与巷道布置第一节开拓方式本采区开拓方式为片盘斜井开拓，单层布置，单翼开采。方案比较：方案1：在总排风道-128.1米标高按3坡度施工石门与右一皮带道贯通见-127.1米标高，工程量340米，施工右一皮带道与东一采区皮带道贯通，见-137.4米标高，坡度55250，工程量100米（平距），皮带道506米（平距），坡度63340，见煤仓上口-195.6米标高，绞车道工程量620米（平距至绞车天轮处），坡度-114024，见下部-242.2米标高。风道按上部15施工310米后在按6施工520米与井底回车线相连。方案2：绞车道坡度18，工程量517米，见下部-242.2米标高，在绞车道-74.1米标高施工甩车场见-76.1米标高后按18施工下山，工程量160米见-128.1标高，在施工30米的平车场见总排风道-128.1米标高。右部连接在绞车道-56.6米标高施工甩车场到-55.3米标高，工程量30米（其中平车场20米），后按25坡度施工上山140米见-120.5米标高与右一皮带道-123.5米标高相连。风道按上部15施工310米后在按6施工520米与井底回车线相连。经方案对比：方案1：施工条件简单，上部连接为平巷，减少运输环节。方案2：上部连接需施工上山后在施工平车场与绞车道连接，增加运输环节。综合考虑选择方案1比较合理。回车线连接工程：在风道-230.5米标高按161258施工上山120米与煤仓上口-195.6米标高贯通作为煤仓回风，在矸石车场-243.2米标高施工平车场20米后按232358坡度施工上山110米与煤仓上口-195.6米标高贯通，作为煤仓进风及运料。回车线标高-243.6米，煤仓上口标高195.6米煤仓纯高度45米。采区煤仓容量为800T。第二节巷道布置采区设计从2007年7月安排4个掘进队组施工，到2008年12月末所有开拓工程及第一个采面工程全部完工，第一个采面可构成回采煤量54.8万吨。工程安排如下：（2007年7月开始施工）1、502队施工（主排风道已施工到位）煤仓回风道120米，上部运输石门340米，右一回头巷100米，右一巷100米，右一切上240米。2、01队施工煤仓45米（立式煤仓），反上皮带道506米，坡度63340与右一回头巷贯通形成右一巷运输系统，3、02队施工绞车道下部车场子，160米。反上绞车道620米，坡度114024，绳道50米，坡度10，上部车场30米、机电硐室及绞车硐室。4、03队施工右零车场140米，右零巷1000米。见20072008年工程接续表1第三节 采煤方法根据煤层赋存特点，选择长臂后退全部陷落式采煤方法。采煤工艺：工作面使用SGD-630/220型输送机运输，MG150/375-W型采机落煤，下巷采用SZ-90型转载机配合SDJ-150皮带运输至采区下山皮带，运至采区煤仓，电机车在大巷装车站将煤拉运。选择QY240-8.5/26型掩护支架支护顶板。14层第一个采面为右一片，工作面走向长1000米，倾斜长240米，循环进度0.6米。循环生产能力为：ALKMRN2400.61.631.40.95312.2T式中：L工作面长度240米K循环进度0.6米M采高1.63米R煤 容 重1.4N回 采 率0.95每天按6个循环，日产量1870吨。采区生产能力：1870300天56.1万吨。第四章 通风与安全第一节通风系统由东一采区主运道入风，经绞车道、皮带道进入采煤下巷及工作面，由上巷进入采区回风道，经-130总排风道，进入二水平总排风道。抽出式通风。第二节采区瓦斯根据采区实际揭露14煤层进行瓦斯鉴定，瓦斯绝对涌出量为31.3m3/min，瓦斯相对涌出量为24.1 m3/min，为高沼气区域。第三节风量计算采区投产时设计为一个采煤工作面，四个掘进工作面，三个硐室，其它用风地点二处，按上述回风地点计算风量如下：1、按采掘工作面和硐室所需计算风量采区风量按一个采煤工作面，四个掘进工作面，三个硐室，其它用风地点二处Q矿Q采+Q掘+Q硐+Q其它 1000+4504+1003+1002 3300M3/min（1） Q采VK综S采1201.44.9823.2m3/minQ采1000m3/min（2） Q掘25AK掘2541.3130 m3/min设JBT62-2型风机供风，其吸入风量为450 m3/min320 m3/min，四个掘进工作面同时供风取45041800 m3/min。Q掘1800 m3/min（3） 采区内设一个变电硐室，一个绞车硐室，一个压风(4)硐室。各取100 m3/min，则3100300 m3/min。 硐300 m3/min（4） Q其取200 m3/min式中 ：Q采综采工作面所需风量V采面理想风速取60 m3/minK综通风综合系数取1.4K掘掘进通风系数取1.3第四节通风阻力计算通风系统阻力计算分通风容易时期和通风困难时期分别计算其通风阻力。根据公式：式中：h摩井巷磨擦阻力帕（毫米水柱）井巷磨擦阻力系数（kgs2/m4） L井巷长度（m ） S井巷净断面积（） P井巷周边长度（m）Q井巷流动的风量（m3/s）根据通风磨擦阻力计算：通风容易时H86.7H2O通风困难时H109.8H2O见通风容易时期及困难时期摩擦阻力计算表1、表2第五节 矿井主扇能力核定高瓦斯矿井及煤与瓦斯突出矿井选择通风能力计算公式2，我矿为中型矿井，矿井通风系数取到1.3，依据公式2：PQ350/q1K1049316350/0.092628.51.310495.04wt/d式中：P矿井通风核定能力 万吨/年 Q矿井总风量 m3/min q平均吨煤风量 m3/t K 矿井通风能力系数 取1.3第六节 消防尘系统1、布置方案静压水从二水平静压水池引入，经东一主运石门，到采区引入各支管路及洒水消尘地点，采煤工作面上、下巷运输设备转载点，各掘进队等必须设置洒水喷雾装置，在皮带运输机的巷道中，洒水系统间隔50米设三通和阀门，巷道中按规程规定设置隔爆水棚。2、管路选择: 东一采区主管路:主运大巷(1500米)、绞车道(650米)、皮带道(500米)消防尘管路选用直径108mm,支管路:采煤上下巷(各1000米),掘进工作面消防尘管路选用直径50mm.第七节 瓦斯治理、监测、监控系统1、瓦斯治理二水平回采其它采区时在地面设型号为2BE34202B4三台(工作二台、备用一台)瓦斯抽排泵集中抽放瓦斯,东一采区设计瓦斯治理是在采区总排风道铺设1500米300管路，与二水平总排瓦斯抽排管路对接，在采区右零巷铺设1000米200管路与300管路对接，在右零巷每隔30米施工一钻场，钻场内施工8个钻孔与200管路对接，进行瓦斯抽放。 2、监测、监控系统监控系统：在东一采区设分站与地面总站相连接（分站设备型号为KJFT2一台，馈电一台，铺设监测线2500米）。监控系统：在东一采区设摄像头一台，发射器一台，接收器一台，铺设视频信号线2000米与地面矿调度监控系统相连接。第八节 主要通风设施及安全措施为保证安全生产，在需隔断风流又需行车、行人的地方设置风门，在峒室进行处设调节风窗，在暂时不使用的巷道打上密闭，并认真执行：以风定产，监测、监控，先抽后采的十二字方针。安全措施：1、配齐瓦检员，认真执行巡回检查签到请示汇报，井下现场交接班。2、认真执行“一炮三检制”和“三人放炮制”。3、按规定采、掘面设隔爆水袋，保证水量充足。4、井下设双电源，掘进工作面设双风机，并自动转换，上齐二闭锁装置。5、采区设静压水池并设供水管路，保证绞车道及各巷道定期洒水洗尘，溜子转载点喷雾洒水。6、规定各采掘面设齐瓦斯断电仪和瓦斯报警矿灯，便携式瓦斯报警仪。7、设专人定期检查和维修各类通风设施，保证通风设施的完好。8、掘进工作面瓦斯绝对涌出量达3.0M3/min 时，先抽后掘。9、采煤工作面瓦斯绝对涌出量达5.0 M3/min 时，必须起动高位抽排系统，进行排放。瓦斯防治措施：施工期间设置瓦斯报警断电仪，瓦斯超限时，能够切断扒斗机等机械设备电源，设置专职瓦检员并正常巡视。班组长、电钳工等配带便携式瓦斯检隔爆措施本采区设置隔爆水棚，当采区一旦发生爆炸时，能够阻止爆炸火焰由局部向全井蔓延，将爆炸区域限制在一定范围内，避免灾害扩大。井下电气设备安全措施井下电气设备必须选用防爆型电气设备，井下配电点引出的馈电开关设短路、过负荷和漏电保护装置。低压电气的控制设备，必须具备短路、过负荷，单相断电、漏电闭锁及远程控制装置。每天必须对低压检漏装置的运行情况进行一次跳闸试验。井下不得带电检修、搬迁电气设备、电缆，检修或搬迁前，必须切断电源，检查瓦斯，在巷道风流中瓦斯浓度低于1%以下时，再用与电源电压相适应的验电笔检验，检验无电后，方可进行导体对地放电，所有开关的闭锁装置必须能防止擅自送电，防止擅自开盖操作。开关把手在切断电源时必须闭锁，并悬挂“有人工作，不准送电”字样的警示牌，只有执行这项工作的人员才有权取下此牌送电。第五章采区提升、供电及排水第一节采区提升运输能力计算一、提升能力计算（一）、采区副提升能力计算东一采区年设计能力50万吨，日提升按14小时计算，用一吨固定式矿车，绞车为运输矸石、材料之用。矸石和材料为全部产是的25%，分三班作业。1、自然条件绞车道全长700米，坡度11度，根据最大静张力和提升距离选择绞车型号为JK-2/2.5，滚筒直径D2.5米，宽度为2.0米，最大静张力为9000kg，最大绳速3.8米/秒，初选钢丝绳直径为28；规格为67-170kg/2,破断拉力总和Q50400kg，钢丝绳每米单重P2.834kg/m，矿车与轨道运行时的磨擦系数f10.015，钢丝绳与托轮和底板的磨擦系数f20.2，选用一吨固定式矿车提升，矿车自重G0650kg，矸石自重G1700kg，初选拉车数为10个。2、钢丝绳选择计算3、提升车数计算4、安全系数验算5、按设计能力每小班提升次数计算每次提升时间计算：每班提升时间计算：TT1q1014140（分钟）2.3小时日提升时间计算：T0T32.336.9（小时）14，满足设计要求（二）采区主运输皮带计算： 采区投产后，布置一个采煤工作面，下巷运输采用SDJ-150皮带搭接下运SDJ-150皮带运至采区煤仓，皮带机长500米，带面宽1000毫米，皮带机安装倾角14，皮带机额定运输能力为：630吨/小时，皮带机实际运输能力计算：m=kB2vCm:输送量,t/hk:货载断面系数,取316v：胶带速度，2米/秒B:胶带宽度,1m：货载集散密度，t/m3 ，取0.9C：输送机倾角系数，取0.95因此m=3161220.90.95=540吨/小时采煤工作面每班割煤按4小时计算，则班运输2160吨，完全可满足工作面生产能力。二、主运巷电机车选型计算1、主运巷拉运煤电机车选型计算东一采区主运输使用电机车牵引三底卸式矿车的运输方式运送煤炭、矸石。煤运底卸煤仓，矸石运到井底车场由副提绞车道运到地面矸石山。（一）原始资料：煤仓到卸载站距离LA2200米，每班运煤量mA600t/班，井下大巷平均坡度ip3；采用3吨底卸式矿车MD3.3-6，矿车轨距为600米，载货量m1=3000kg，自身质量mz1=1400kg,每班工作7小时（年工作日为300天，每日三班生产），两个运输循环中的休止时间20min。（二）根据运输条件，选用ZK-10-600/550型电机车，牵引电动机为两台ZQ-24型电机，牵引电动机的长时电流19.6A，电机车的粘着重力Pn100KN，和长时速度Vch=4.5m/s。（三）列车组成计算：1、 按电机车的粘着条件计算车组2、根据牵引电动机的发热条件对上述结果进行验算（1） 牵引重列车、空列车分别达到全速稳态运行时电机车的牵引力（2） 重、空列车稳态运行时分配到每台牵引电动机的牵引力nd机车上牵引电动机台数Fzh重列车稳态运行时，分配到每台牵引电动机牵引力，NFk空列车稳态运行时，分配到每台牵引电动机牵引力，N（3） 查ZQ-24型电动机特性曲线Izh14A，Vzh16km/h=4.5m/sIk=18A，Vk=15.5km/h=4.3m/s（4） 计算一个运输循环牵引电动机的等（5）根据制动条件验算（四）电机车台数的确定1、确定每台电机车在一个班内能完成的循环次数f2、确定每班所需运送货载的次数k1运输不均匀系数，一般取k1=1.25，综采时k1=1.35mb每班运煤量，kg/班3、确定每班运人次数运距大于1.5km 必须采用机械运送人员，每班运人一次，fv=1次/班4、确定每班所需运行的总次数fzfz=fb+fv=27+1=28次/班5、所需工作电机台数N0N0fz/f=28/7=4台，取4台6、确定电机车台数NNN0+Nb=4+2=6台Nb备用电机车台数，N03时，Nb1N046时，Nb2，N0712时，Nb3所取5台电机车，10台三吨底卸式车为一列，可满足本采区煤2、主运巷拉运矸石车选型主运巷拉运矸石车选型（一） 原始资料距离LA2200米，每班出矸石6000.25=150吨。采用1吨固定车箱式矿车，轨距为600，载货量m1=1000kg,自身质量mz1=650kg,大巷平均坡度ip=3，每班工作7.5小时（年工作日为300天），休止时间20min.（二） 选用ZK-10-600/550型电机车，Ich19.6A，Pn=100KN,Vch=4.5m/s.（三） 列车组成计算1、电机车的粘着条件计算车组重力Qzh2、 根据牵引电动机的热条件对上述结果进行验算（1）牵引重列车、空列车分别达到全速稳态运行时，电机车的牵引力（2）重、空列车稳态运行时分配到每台牵引电动机的牵引力（3）查ZQ-24型电动机特性曲线得Izh=18A Vzh=16km/h=4.5m/sIk=20A Vzh=15.5km/h=4.3m/s（5） 计算一个运输循环牵引电动机的等值电流3、根据制动条件验算（四） 电机车台数确定（1）确定每台电机车在一个班内能完成的循环次数f （2）每班所需运送次数（3）每班所需运行总次数fz=fb=7次（4）所需工作电机车台数N0fz/f=7/7=1台N01台东一采区拉运矸石选一台电机车，每列一吨矿车30台满足要求。 因此东一采区运输煤炭需用6台电机车、运输矸石需用一台电机车，共需使用7台电机车。第二节采区供电1、供电方式：在东一采区设一座采区变电所，其电源来自二水平中央变电所（如供电图），高压电缆为MYJV370型，所内设八台移动干变，分别供掘进生产线及风机专用线、绞车、压风机、架线及瓦斯抽排泵站。采煤供电由设置在工作面下口的移动干变供电，变电所供电采用双电源分列式供电。2、变电所位置考虑今后下部开采，将变电所设在井底243.4标高。3、用电负荷变电所内设15台高防，8干式变压器，总用电负荷预计2200Kw。供电能力核定：（1）、接电源线路能力核定：）（2）、接主变压器能力核定：经核定，供电系统能力为76.8万吨/年。符合要求。4、电缆选型 东一采区变电所两趟电源线来自二水平中央变电所，高压电缆选用MYJV-370型，其载流量为280A，变电所总用电负荷预计2200Kw，高压一次侧最高电流为240A，满足要求。第三节 压风系统1、方案 在采区变电所附近建一座压风机硐室，内设4台4L-20/8压风机，二台工作，二台备用，供风能力为40m3/min，井下有初期上四个掘进队组，压风设备为8台7655型凿岩机，两台喷浆机，经核定，满足要求。2、设备选型 变电所内高防选用BGP9L-6AK型15台，变压器全部采用KSG干式变压器，压风机硐室内压风机选用四台4L-20/8型，绞车选用JK-2/20型，高压电缆全部使用MYJV型，低压开关选用真空电磁式。3、管路选型 压风管路在硐室内选用150钢管，室外选用108钢管，采区选用50钢管。第三节 压风系统东一采区主运巷和总排回风巷均以3坡度施工，故采区内不设水泵硐室，采用自然流水方式，排解来自采、掘工作面的废水，如果该采区涌水量增大自然流水满足不了需要时在考虑施工水仓。 第六章 劳动定员及采区主要技术指标第一节 劳动定员一、劳动定员结合设计的生产环节，分工种配备。配备的人数见表