安徽省某煤矿矿井技术改造初步设计

目录前言4第一章矿井概况及地质特征7第一节井田概况7第二节地质特征9第二章井田开拓14第一节井田境界及储量14第二节矿井设计生产能力及服务年限17第三节井田开拓17第四节井筒19第五节井底车场及硐室20第三章采区布置及采煤方法21第一节采煤方法21第二节采区巷道布置22第三节采区通风、运输、排水22第四节巷道掘进与支护23第五节矿井建设移交标准及建井工期25第四章通风和安全26第一节概况26第二节矿井通风系统及通风方式26第三节矿井风量与负压27第五章提升、通风、排水、压风设备31第一节提升设备31第二节排水设备35第三节压风设备37第四节洒水灌浆系统38第五节矿井通风设备39第六章工业广场与地面布置41第一节总平面布置41第二节平面布置422第三节竖向设计及场内排水42第四节场内运输42第五节管线综合布置及防洪排涝43第七章矿井供电44第一节供电44第二节通信及信号45第三节防雷45第四节安全监控系统45第八章劳动安全与工业卫生47第一节概述47第二节矿井安全47第三节劳动保护与工业卫生55第九章环境保护57第一节设计依据及采用标准57第二节大气污染源排放与防治57第三节废水排放及处理57第四节固体废弃物排放及综合利用58第五节主要噪声处理58第六节矿区绿化58第十章技术经济部分59第一节劳动定员及劳动生产率59第二节矿井经济分析60第三节矿井设计主要技术经济指标613附件1、关于安徽省XX县新建XX矿2006年度矿产资源/储量年度报告评审意见书2、安徽省经济委员会、安徽煤矿安全监察局皖经煤炭函2007270号关于公布2006年安徽省地方煤矿矿井生产能力复核结果的通知3、XX市国土资源局铜矿储备200672号安徽省XX县新建XX煤矿2006年度矿产资源/储量年度报告矿产资源储量评审备案证明4、关于XX县XX煤矿技术改造项目备案的复函省经委皖经煤炭函2007914号5、关于2007年度全省煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复省经济委员会【2007】728号（XX煤矿）6、煤炭自燃倾向性鉴定报告7、煤尘爆炸性鉴定报告8、XX煤矿“五证一照”复印件9、XX县新建XX煤矿技术改造初步设计委托书4前言一、概况XX煤矿位于XX市南约35公里处，矿区中心位置地理坐标为东经1174914，北纬305329。行政区划隶属于XX市郊区大通镇，为镇办集体企业。矿区有公路与快速通道及合铜公路相连，距XX火车站约4公里，矿区距长江横港码头、XX县码头很近，水陆交通方便。二、矿井现状1、矿井开采现状XX煤矿建于1994年，1995年建成投产，属镇办集体企业，原设计生产能力为3万吨/年。开拓方式为一对斜井开拓，混合井井口标高93M，井底水平标高18M,井筒坡度30,净断面369M2,斜长222M。混合井井口安装一台混合井提升绞车为JT12绞车，电机功率为75KW，提升容器为10吨自制箕斗，主要用于提煤、提矸和下料、排水、进风和人员上下。回风井井口标高97M，井底标高54M,井筒坡度39,净断面362M2,斜长74M。主要用于回风和行人，地面安装两台FBCZ90型轴流式通风机，电机功率11KW。矿井通风方式为中央并列式。现暗斜井开拓至120M标高，回风水平为105M水平。全矿井通风、排水、消防、防尘、安全监测系统健全，设施齐备，具有良好的安全生产基础条件。2、矿井技术改造的必要性一是从资源上看，资源较好，煤层稳定。根据2006年9月安徽省XX市XX煤矿2006年矿山资源储量年度报告（第一次）提供，矿区保有资源储量122B333类别4945万吨，本次设计利用资源/储量为3956万吨，可采储量为3363万T；二是从煤炭销售市场来看，目前煤炭市场看好，销售价格呈上涨之势；三是从行业政策上看，3万吨年生产能力的矿井将被淘汰，技改扩建，提高矿井生产能力，技改6万吨年的矿井势在必行。三、编制设计的依据1、XX县XX煤矿采矿许可证；2、安徽省XX县XX煤矿2006年矿山资源储量年度报告（第一次）3、安徽省经济委员会皖经煤炭【2007】728号关于2007年度全省煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复54、煤矿安全规程2006年版；5、煤炭工业小型矿井设计规范GB5039920066、XX县XX煤矿技改设计委托书7、XX县XX煤矿提供的生产资料四、设计的指导思想和原则1、认真贯彻执行国家的有关法令、方针政策和矿山技术标准，在确保安全生产的前提下，以经济效益为中心，切实体现“少投入、多产出、工期短、效益高”的设计原则。2、以煤矿安全规程（2006年版）及有关设计规范为依据，力争达到总体布局合理、安全可靠性高、投资省、见效快的目的。五、矿井设计的主要技术经济指标1、保有煤炭资源量为4945万吨，本次设计可采储量3363万吨。2、矿井设计能力6万吨/年，服务年限40年。3、矿井改造后采用混合井、石门、运输大巷，多水平上山开采，采用中央并列式通风方式，第一水平150M，第二水平200M，第三水平300M，回风水平105M。4、矿井建设移交投产首采工作面布置在矿井第一水平一采区东翼，投产移交一个采煤工作面，二个掘进工作面。5、矿井提升系统混合井井筒净断面562,斜长518M,单钩串车提升，提升机为JTKY16型（非标）矿用提升机，电机功率110KW。6、矿井通风矿井总进风量为14M3/S，矿井通风方式为中央并列式。选用风机型号为FBCDZ612/215轴流对旋通风机（一用一备），电机功率215KW。7、矿井排水矿井涌水量矿井150M水平正常涌水量20M3/H，最大涌水量30M3/H。矿井150M水平采用一级排水，150M水平建立排水系统。排水设备选择利用现有矿井排水泵，其型号为D46506离心式水泵，电机功率75KW。一台工作，一台备用，一台检修。6150M水仓容量240M3,其中主水仓160M3，副水仓80M3。200M水平及300M水平均为二级排水，将来在技改深部开采设计中详述。8、矿井供电技改后矿井仍采用双回路供电，一路为铜供大通区域变电所128，50MM2架空线路；另一路为东村区域变电所黄狮涝金矿专供，70MM2架空线路。9、压风系统在地面建立集中压气站，安装2台型号为W6/8G空气压缩机，电机功率37KW,排气压力08MPPA。10、井巷工程量1623M，万吨掘进率2705M/万T。11、原煤全员效率147吨工日。12、矿井建设静态总投资4189万元。13、新增产量吨煤投资140元。14、矿井建设工期113个月。7第一章矿井概况及地质特征第一节井田概况一、交通位置XX煤矿位于XX市南约35公里处，行政区划隶属于XX市郊区大通镇金华村，为镇办集体企业。矿区中心位置地理坐标为东经1174914，北纬305329。矿区有公路与快速通道及合铜公路相连，距XX火车站约4公里，矿区距长江横港码头、XX县码头很近，水陆交通方便。（详见交通位置图）二、地形与气候矿区位于长江南岸丘陵地带，植被发育。地势北西高，南东低，最高处海拔157米，最低处海拔约90米，相对高差67米。山体走向为北东向，矿区呈狭长的条带状分布在山坡上，平均坡角约23。区内地表水体不发育，仅有小水塘和季节性小水沟分布在矿区南东低洼处，旱季多干涸。本区气候温湿，属季风副热气候，温和湿润，冬夏寒署交替明显，平均气温16C，最高气温403C，最低气温125C。年最大降水量27313MM，年最小降水量12134MM，年平均降水量16402MM,雨量集中在47月份。最多风向为东南风，最大风力8级，多在春季出现。本区物产丰富，经济以农业、矿业为主，农作物盛产水稻、油菜，粮食自给有余。矿业主要是铜、铁、铅锌、金银、煤等。区内用电主要来自华东电网，该矿有高压线，供电正常，电力充足，用水来自市自来水。三、地震本区未发生5级以上地震，根据省地震局资料，本区地震烈度为6级。四、矿井生产概况XX煤矿隶属XX市郊区大通镇，为镇办集体企业。采矿许可证、安全生产许可证、煤炭生产许可证、工商营业执照、矿长资格证、矿长安全资格，“五证一照”齐全。该矿建于1994年，1995年建成投产，原设计生产能力为3万吨/年。矿井目前各生产系统状况81、采掘系统矿井有一对斜井，采用斜井开拓方式，现生产水平为105M，矿井开拓至120M标高。2、通风系统矿井采用中央并列式通风，一进一回。矿井安装两台FBCZ90型轴流式通风机，配套电机功率15KW，一台工作，一台备用。现矿井总进风量626M3/MIN,总回风量645M3/MIN。井下掘进工作面安装55KW局扇，选用400导风筒压入式供风。3、矿井供电矿井实行双回路供电，一路为铜供大通区域128线路；另一路为东村区域变电所黄狮涝金矿专供线路送至地面变电所。安装四台变压器，一台200KVA及一台100KVA供井下用电。两台100KVA供地面用电，中性点不接地。井上下供电分开，供电三大保护齐全，供电安全可靠。主抽风机、主排水泵和主要配电点均采用双回路供电。4、提升系统混合井用于提煤、提矸和下料。混合井提升绞车为JT12绞车，电机功率为75KW，提升容器为10吨自制箕斗。采煤工作面采用自溜运煤，平巷采用05T的矿车，人力推车。5、瓦斯监控矿井安全监控系统型号KJ91A，南京富邺科技有限公司生产，分站1台，配置六台GJ4型甲烷传感器，运行主机1台，并装有防雷装置。按规定进行调校使用，能打印并保留历史记录。6、防尘系统矿井设有较完善的防尘系统，主斜井井口设有防尘（消防）蓄水池,其水源来自市自来水。主管路沿主斜井布置，管经均为DN25,井下支管为DN15。井下运输巷、回风巷、掘进巷道、卸煤点，转载点均按规定安装了阀门和喷头。井下粉尘较小，粉尘浓度委托皖南救护大队定期测定。7、防灭火系统该矿在混合井井口设有防尘（消防）蓄水池,其水源来自市自来水和井下排水沉淀池中沉淀水合用，在井底车场、运输巷留有三通和水管。井上、下设置消防器材库，配备了灭火器、消防砂、桶等消防器材。98、防排水系统矿井混合井建立了排水系统，混合井105水平设立固定泵房和水仓，安装两台D46309水泵（配套电机功率55KW）,一台工作，一台备用，另有一台同型号检修泵，铺设二路排水管，二路电缆，水仓容量220M3。五、矿井技术改造的必要性一是从资源上看，资源较好，煤层稳定。根据2006年9月安徽省XX县XX煤矿2006年矿山资源储量年度报告（第一次）提供，矿区保有煤炭资源量保有资源储量122B333类别4945万吨，本次设计利用资源/储量为3956万吨，可采储量为3363万T；二是从煤炭销售市场来看，目前煤炭市场看好，销售价格呈上涨之势；三是从行业政策上看，3万吨年生产能力的矿井将被淘汰，技改扩建，提高矿井生产能力，技改6万吨年的矿井势在必行。第二节地质特征XX煤矿煤系地层为龙潭煤系。从矿井开采以来的情况及勘探情况分析，整个矿区地质构造大致为一单斜构造。一、地层矿区大地构造位置处于扬子准地台下扬子台坳贵池繁昌凹断褶束之铜官山背斜中段南东翼。区内出露地层自老至新有二叠系下统栖霞组（P1Q）、孤峰组（P1G）、二叠系上统龙潭组（P2L）、大隆组（P2D），三叠系下统殷坑组（T1Y）及第四系（Q）。岩性特征自上而下简述如下1、二叠系下统栖霞组（P1Q）分布在矿区北西侧，其下部为深灰色厚层生物碎屑灰岩，上部为深灰色中厚层含燧石结核、燧石条带生物碎屑灰岩。层厚大于150M。2、二叠系下统孤峰组（P1G）出露在矿区北西部，其底部为紫褐、黄褐、黑色含锰硅质页岩，下部为黑色硅质岩，上部为黑色燧石夹灰黑色硅质灰岩、硅质页岩。层厚6070M，与栖霞组呈假整合接触关系。3、二叠系上统龙潭组（P2L）分布在矿区南东部，为本区含煤地层，厚度6272M，按岩性组合特征，自下而上分为三段下段以深灰灰黑色页岩、砂质页岩为主，夹炭质页岩及细砂岩条带，富含菱铁矿透镜体及黄铁矿结核，沿层理分布，层厚25M左右。10中段为灰白色中厚层中细粒长石石英砂岩夹砂质页岩，厚度约20M。上段为含煤段，以页岩、砂质页岩为主，夹有粉砂岩及炭质页岩。顶部含煤两层，其中一煤层较稳定，大部分地段可采，二煤层不稳定，仅局部可采。富含黄铁矿结核，厚度25M左右。龙潭组与孤峰组呈假整合接触。4、二叠系上统大隆组（P2D）分布在矿区南东侧，下部为灰深灰黑色中厚层硅质灰岩夹硅质页岩及燧石层，中部以灰灰黑色硅质页岩为主，夹薄层硅质灰岩及燧石层，上部以硅质灰岩为主，夹灰黑色硅质页岩、钙质页岩。厚度5070M，与龙潭组呈假整合接触。5、三叠系下统殷坑组（T1Y）分布在矿区外南东部，地表无露头，岩性以浅灰色薄层条带状灰岩为主，夹深灰色钙质页岩，底部为灰灰黄色钙质页岩夹透镜状泥灰岩，顶部为巨厚层钙质页岩夹灰岩。层厚823M，与下伏大隆组呈假整合接触关系。6、第四系主要分布在山坡及南东低洼地带，由残积、坡积灰黄灰色粘土、亚粘土及碎石、砂砾等组成，厚度01287M。二、构造矿区位于铜官山背斜中段南东翼，该背斜轴线总方向约为42，核部地层为志留系砂页岩，两翼由泥盆系至三叠系地层组成，在中段，北西翼地层正常，南东翼地层倒转。矿区内为一倒转的单斜构造，地层走向北东3545，倾向北西，倾角6571，北东陡，南西缓，平均约为68。在形成倒转背斜的后期，挤压应力逐渐分解转化为张拉应力，致使局部地段产生断裂，发生平移。在本区以外的南西角有F2斜断层，该断层走向北西西，倾向北北东，倾角70左右，为一正断层，垂直落差25M左右，由浅部往深部断层错动逐渐变小直至消失，由于该断层在矿区外，对矿区煤层开采无影响。三、岩浆岩通过地表调查和坑道揭露，区内未见岩浆岩分布。四、煤层及煤质1、煤系地层特征本区含煤地层位于龙潭组上段，含煤二层，自上而下分别命名为一煤层和二煤11层。2、煤层特征一煤层位于含煤段顶部砂岩与大隆组底部硅质灰岩之间，煤层走向北东40左右，倾向北西，平均倾角68。煤层结构较复杂，常有分枝复合现象，夹矸岩性为灰黑色页岩、炭质页岩，夹矸厚0107M不等。根据钻孔控制及巷道揭露，该煤层在同一标高内自南西向北东逐渐变厚，呈似层状展布。煤层厚度为048372M，平均厚度为182M，在区内均可采，属较稳定煤层。浅部煤层风化较强烈，风化带深度一般在30M左右。二煤层位于一煤层之下（倒转时为之上），相距265M，产状与一煤层相同，煤层厚0124M，变化较大，属不稳定煤层，分布零星，未能构成可采块段，矿山不能利用。3、煤层顶底板一煤层底板岩性为大隆组硅质灰岩或硅质页岩、钙质页岩，顶板岩性为含煤段砂岩或砂页岩互层。4、煤质本矿煤层物理性质为黑色，玻璃光泽、金刚光泽，多呈粉末状及碎块状，煤岩有机组分主要为凝胶化基质，次为形态分子。煤岩类型为暗煤质亮煤类型，内生裂隙较发育。煤层化学性质，本区煤样经混合采样化验，其主要指标见下表。煤质分析结果表分析项目样号编号WFVFAF固定炭FC全硫S发热量MJ/KG采样位置1356921305259231711882125YM1石门2324917310258801751907125YM2石门3372942281961371622070115YM石门平均351927299159801691953根据煤质分析结果，本区煤层煤质较稳定，属中灰、中硫、低磷的无烟煤，可作民用和动力用煤。12五、水文地质条件1、地表水文概况矿区位于铜官山背斜中段南东翼，核部地层为志留系砂页岩，两翼由泥盆系至三叠系地层组成，在中段，北西翼地层正常，南东翼地层倒转。矿区内为一倒转的单斜构造，北东陡，南西缓，平均约为68，从地形条件上看，皆不利于矿床地下水的聚集和补给。矿井布置合理，地表水不会危害矿山。2、岩层含水特征区内及其附近含水岩组按岩性及含水层空隙可分为四组（1）松散岩类孔隙含水岩组分布于山间低凹地带及山坡上，主要由第四系灰灰黄色粘土、亚粘土及碎石组成，固结程度差，结构松散，含少量孔隙潜水，水位埋深2米左右。一般在山前地带，因碎石含量增高，分选性差，孔隙性增大，含水量也相应增大。（2）碎屑岩类裂隙含水岩组由孤峰组、龙潭组、大隆组地层组成，岩性主要为硅质岩、硅质页岩、砂岩、粉砂岩、粉砂质页岩，这些岩层本身结构致密，渗透性极小，是良好的隔水层，但因其岩性较脆，在风化作用及构造应力作用下，容易产生风化裂隙和构造裂隙，这些裂隙一般方向性和连通性较差，延长较小，含少量裂隙水，钻孔单位用水量小于01升/秒米，水化学类型为HCO3CANA型到HCO3SO4NA型水，矿化度055克/升，PH值74，属富水性弱至积弱的含水层。（3）碳酸岩类裂隙岩溶含水岩组由栖霞组灰岩组成。分布在矿区北西，与煤层赋存部位相距较远，其岩溶较为发育，含丰富的岩溶水。据前人资料，最大可能涌水量为22升/秒，水化学类型为HCO3SO4CA型水，矿化度013029克/升，PH值6595，属富水性中等至强的含水层。（4）碳酸盐夹碎屑岩类岩溶裂隙含水岩组由殷坑组灰岩夹钙质页岩组组成，分布在矿区南东，其岩溶不发育，含少量岩溶裂隙水，据前人资料，最大可能涌水量为0105升/秒，水化学类型为HCO3SO4NA型水，矿化度07053克/升，PH值68，属富水性弱的含水层。3、地下水补给、径流、排泄条件矿区地下水主要由大气降水补给，降水通过第四系松散层和裸露岩层间接或直13接补给地下水。本区地下水以地下迳流为主，通过矿坑排水及零星泉源排出地表，另外地表蒸发也是地下水排泄的一种方式。根据现生产井情况，矿井正常涌水量为16M3/H，最大涌水量为22M3/H。预计矿井技改后矿井正常涌水量为20M3/H，最大涌水量为30M3/H。综上所述，矿井直接充水因素为煤层顶、底板裂隙水，从水文地质条件来看，该区域的水文地质条件为简单类型。六、安全技术条件矿区地层以古生界地层为基底，矿区无构造活现象，无6级以上强震震史，矿区无大型悬崖陡壁，地形坡度较为平缓，因此矿区稳定性为良好。煤层中瓦斯含量低，每年测定工作由矿山自测报县、市行业部门审查，报省经委审批。2006年自测定瓦斯最大绝对与相对涌出量分别为0171M3/MIN、226M3/T，二氧化碳最大绝对与相对涌出量分别为0234M3/MIN、31M3/T，为低瓦斯矿井。2007年为停产期间，未鉴定，根据省经济委员会【2007】728号关于2007年度全省煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复提供，为低瓦斯矿井。分析其原因，主要是本区煤层赋存浅，又为薄及中厚煤层；附近没有出现温泉等地温热源体。以上地质因素不利于瓦斯富集而形成危险。矿山曾取样送至安徽省煤矿安全测定站化验，测定结果为MAD453，AAD2138，VAD33；火焰长度为0，其密度为182T/M3，吸氧量037ML/G，鉴定结论为煤尘无爆炸性，煤层为不易自燃煤层。但矿井生产过程中仍须加强通风工作。综上所述，该矿井水文地质条件为简单类型，安全地质条件较好，瓦斯危害较轻。因此，本矿床为开采技术条件简单矿床。七、存在问题及建议1、矿井地质勘探程度较低，区内仅有一条勘探线，主要为生产中收集的地质资料。2、矿井地质构造煤层赋存条件简单，有利于开采。但煤层不够稳定，探矿工程大。3、矿井水文地质条件简单，有利于矿井开采。144、矿山开采过程中应有防水、防冒顶、防瓦斯等工程措施，加强矿山安全生产管理和矿井防治水工作。第二章井田开拓第一节井田境界及储量一、井田境界XX煤矿设计资源/储量范围走向长600M，倾斜宽160M，面积00961KM2，标高为90M至300M。由下列四个拐点坐标圈定拐点号XYA341894939578281B341906939578170C3419522395785742341940039578675二、储量根据华东冶金地质勘查局八一二地质队编制的矿山储量年度报告提供，储量计算的对象、范围、方法及参数1、计算对象本井田储量计算的对象为XX县XX煤矿龙潭系煤层。2、计算范围本次设计范围90M至300M、S00961KM23、计算方法及公式本次在垂直纵投影图上按地质块段法进行估算。15估算公式QSMD/SIN其中Q块段煤炭资源储量（万吨）；S块段垂直投影面积（M2）M块段煤层平均厚度（M）取182MD煤的容重（T/M3）取165T/M3块段内煤层的平均倾角取68。4、资源/储量估算结果本次估算，矿山保有资源/储量（122B333）类别4945万吨，其中浅部（122B333）类资源/储量1079万吨，122B类别398万吨，333类资/源量681万吨（含保护煤柱310万吨）；深部（122B333）类资源/储量3866万吨，122B类储量588万吨，333类资/源量3278万吨，具体见资源/储量估算表。资源/储量统计表浅部深部类型资源储量类别块段编号资源储量万吨块段编号资源储量万吨合计万吨备注K1157K2301K3225新增消耗储量111B小计458小计225683K1、K3为2005前消耗，K2为2005年2006年7月消耗。K4261K7025K5008K112939K6041K9371K12314333小计681小计32783959K4、K5、K6、K7为保留矿柱K8398K10588122B小计398小计588986保有资源储量122B333107938664945合计111B122B3331537409156285、本次技改设计储量计算范围及指标根据资料提供，矿井累计工业储量为4945万T，本次设计利用资源/储量为3956万吨，可采储量为3363万T。其中110M以上目前剩余工业储量1093万吨，设计利用资源/储量为874万吨，可采储量743万吨；110M300M剩余工业储量3852万吨，设计利用资源/储量为3082万吨，可采储量2620万吨。110150M水平煤层厚度182M，150300M水平煤层厚度192M，平均倾角为1668，煤的容重为165T/M3。6、技改设计各水平及区段储量计算结果（1）110M150M水平之间煤层储量工业储量（333）QSM600（40SIN68）182165777万吨设计利用储量777080622万吨可采储量622085529万吨（2）150M200M水平之间煤层储量工业储量（333）QSM600（50SIN68）1921651025万吨设计利用储量102508082万吨可采储量820085697万吨（3）200M300M水平之间煤层储量工业储量（333）QSM600（100SIN68）192165205万吨设计利用储量205080164万吨可采储量1640851394万吨矿井储量计算表煤层水平倾角度走向长M垂高M煤层均厚M容重T/M3工业储量万吨设计利用储量万吨可采储量万吨一煤110M以上68600165109387474317一煤110M150M6860040182165777622529一煤150M200M68600501921651025820697一煤200M300M6860010019216520516401394合计494539563363第二节矿井设计生产能力及服务年限一、矿井生产能力本次委托设计生产能力为6万T/A。矿井年工作日为330天，每天三班作业，每天净提升时间为16小时。二、矿井服务年限根据此块段的估算储量及可采储量计算，矿井可采储量为3940万吨。T3940/614505年T可采储量万吨A生产能力A6万T/年K储量备用系数，取K14技改矿井服务年限为505年，符合设计规范要求。第三节井田开拓一、矿井原开拓系统XX煤矿建于1994年，1995年建成投产，原设计生产能力为3万吨/年。该矿一对斜井开拓，混合井井口标高93M，井底落脚18M,斜长222M。两道18下山延深，现矿井暗斜井开拓至120M标高，利用石门进入煤层，回风水平为105M。全矿井生产系统及辅助生产系统基本健全。二、技术改造开拓方案选择根据目前矿井现状，拟订两套开拓方案进行比较。方案一在工广中部打一立井至150M水平（技改一水平），作为技改混合井，通过暗斜井延深至200M水平（技改二水平）及300M水平（技改三水平）。改原混合井为技改副井，回风井用途不变。其优点1、着眼矿井长远开拓，矿井双翼开拓，能兼顾整个井田。2、有利于矿井下一步扩大规模。其缺点1、井巷工程量大，工期长，投资多，见效慢。2、不能充分利用原有井巷。3、立井安全管理难度大。方案二利用原暗斜井（18M120M）分别向上延伸至地面（18M93M）向下延深至150M水平，作为技改混合井，通过暗斜井延深至200M水平（技改二水平）及300M水平（技改三水平）。原混合井不再利用，回风井用途不变。其优点1、前期井巷工程量小，工期短，投资省，见效快。2、老系统利用程度高。3、斜井施工简单，管理有经验。其缺点1、单翼开拓巷道维护时间长，维修费用大。2、后期矿井开采接替紧张，不利于矿井下一步扩大规模。方案比较方案一方案二岩巷1053814煤巷809809工程量合计18621623优点通风、提升能力大大提高。井巷维修费用小。开拓系统简单，能实现集中生产。充分利用原有井巷，总工程量较小，投资省。斜井施工简单，管理有经验。19缺点井巷总工程量较大，新增提升设备能力较大，技改投资多。立井施工组织复杂，管理难度大。后期矿井开采接替紧张，不利于矿井下一步扩大规模。井巷维修费用大。综合以上经济技术分析，同时，根据矿方意见，选择方案二，利用原暗斜井（18M120M）分别向上延伸至地面（18M93M）向下延深至150M水平，作为技改混合井，通过暗斜井延深至200M水平（技改二水平）及300M水平（技改三水平）。原混合井不再利用，回风井用途不变。三、井筒数目及用途通过上述方案比较本次设计利用原暗斜井（18M120M）分别向上延伸至地面（18M93M）向下延深至150M水平，作为技改混合井，主要用于提煤、矸、下料、排水、进风和人员上下等。150M以下通过改变井筒方向采用暗斜井延深至200M水平（技改二水平）及300M水平（技改三水平）。原混合井不再利用，回风井井筒进行维修、改造、扩大断面，主要用于回风和行人。四、水平划分水平划分及标高的确定根据本区煤层的赋存状况，矿井技改共分三个水平，第一水平为150M水平，第二水平为200M水平,第三水平为300M水平。回风水平为105M水平。阶段及区段一水平阶段105M150M。分110M130M及130M150M两个区段；二水平阶段150M200M。分150M175M及175M200M两个区段；三水平200M300M。分200M225M,225M250M,250M275M及275M300M四个区段。各水平只划分一个采区，采区均采用双翼布置。五、主要巷道布置根据本井田煤层赋存特点及矿井开拓方式，确定采区布置和采煤方法，本矿井主要巷道采用主石门和大巷开拓。第四节井筒技改设混合井、回风井两个井筒井筒布置用途及装备一、混合井井筒混合井井筒，井口标高93M，井底水平标高150M,井筒坡度28,井筒斜20长518M，净断面562M2,采用半圆拱断面锚喷支护（表土层为砌碹支护）。担负矿井提煤、提矸、下放材料设备及人员上下任务。本井筒为矿井的进风井，并兼作矿井的一个安全出口。井筒内还敷设排水管两趟，洒水管、动力电缆、通讯电缆、监控电缆等。二、回风井井筒回风井井筒井口标高97M，井底水平标高54M，井筒坡度39,井筒斜长74M，净断面改扩为410M2,采用半圆拱断面锚喷支护，本井筒作为矿井回风行人井，并兼作矿井的另一个行人安全出口。井筒特征表井口坐标井筒名称X（34）Y（395）井口标高M井筒倾角（度）井筒斜长M井筒断面净M2井筒装备支护材料混合井19082784189328518562矿车锚喷回风井1913078484973974410锚喷第五节井底车场及硐室一、井底车场新建150M水平井底车场，采用串车提升，大巷车场位于150M大巷内，设空、重车线，存车线长根据串车数量及设备的最大尺寸确定，其长度为26M。二、主要硐室在150M水平设中央泵房、配电硐室、水仓和消防材料库。1、水泵房在150水平井底车场附近设中央泵房，泵房长12M，宽24M，高26M。泵房地坪高出巷道05M，采用锚喷支护。2、配电硐室在150水平井底车场附近设配电硐室，硐室长8M，宽24M，高26M，采用锚喷支护。3、水仓在150水平井底车场附近设内、外水仓，内、外仓断面均为417，内仓长20M，外仓长40M，水仓容积240M3。214、井下消防材料库在150水平井底车场附近设消防材料库，其长度为6M,断面为417。三、采区车场及硐室1、矿井技改后，在110M150M之间沿煤布置一组采区上山，采区上山下部（150M）设采区存车线，其长度为25M。2、采区硐室在采区下部车场附近设采区配电硐室、信号硐室等。第六节大巷运输一、运输方式的选择本矿井技改设计生产能力为6万TA，井田面积00961KM2，大巷坡度3,混合井井筒采用600MM轨距的22KG/M钢轨，井下主运输巷铺轨采用600MM轨距的15KG/M的钢轨。区段运输平巷铺设11KG/M的钢轨。均采用人力推车运输。针对本矿井井下运输的服务地点少，运量小，运距短等特点，结合小型矿山的具体情况，井下煤炭和矸石、材料等辅助运输均采用矿车运输。二、运输设备的选择矿山现使用的20台05T翻斗式矿车（MF066）,用于采区内区段运输平巷运输，技改新增40辆1T固定车箱式矿车（MG116B），用于水平运输巷及主提升井装运煤炭和矸石。并自制6辆材料车。第三章采区布置及采煤方法第一节采煤方法一、采煤方法的选择1、采煤方法根据煤层的开采条件以及采煤面淘汰木支护的要求，设计采用伪倾斜柔性掩护支架采煤法，即利用采煤工作面一对开切眼逐步把水平铺设的掩护支架、下放到与水平面成30夹角的伪倾斜位置，形成伪倾斜采煤工作面，然后工作面沿走向推进。2、采煤工艺根据本矿井煤层的赋存条件，设计选取炮采回采工艺，辅助以风镐落煤，确定采取一次采全高。223、工作面采煤、装煤、运煤方式工作面采用放炮落煤，人工装煤，工作面自溜运煤，实行两班采煤，一班准备的作业方式。4、工作面顶板管理工作面采用伪倾斜柔性掩护支架支护，日推进度14M。由于掩护支架把工作空间与采空区隔开，故顶板管理方法为自然垮落法。二、工作面主要技术参数的确定1、工作面采高本矿井煤层较稳定块段煤厚为09829米，平均厚度为182米，根据已确定的采煤工艺，采用一次采全高方式回采，其平均采高与煤层平均厚度相一致。2、工作面长度根据本矿井煤层开采条件和现有开采水平，回采工作面斜长设计为4050M（一个区段的斜长）。3、工作面产量预计根据现有生产矿井的实践经验，回采工作面“两班采煤，一班准备”的作业方式，工作面一般为一昼夜两个循环的作业方式，工作面生产能力为ALSMYCN4214182165095330554（万T/A）加上10的掘进煤量，全矿井年产量可达6万吨，满足矿井生产能力6万T/A的设计要求。三、主要采煤设备选型回采工作面爆破落煤，煤层倾角平均为68,工作面自溜下煤。回采工作面采用煤电钻打眼，配备2台MZ12煤电钻,一台G8风镐。第二节采区巷道布置一、移交采区位置及数目根据矿井开拓布置和煤层赋存情况，投产移交150M水平一采区东翼1回采工作面，工作面伪斜长42M，走向长540M,东翼工作面回采煤量33万吨。基本满足23投产要求。二、采区布置1、采区布置方式根据本次设计，投产布置一个采区，即第一水平一采区，其开采标高为150M，回风水平为110M。本采区分两个区段，第一区段130M110M,第二区段150M130M,投产的一个回采工作面布置在第一区段，垂高20M,区段斜长21M,走向长540M,双翼布置回采工作面。达产时全矿井一个回采工作面，二个掘进工作面。2、采区巷道布置本矿采区伪倾斜柔性掩护支架开采，根据块段的位置和范围，以及其构造情况，采区上山布置在煤层中，采区各区段均布置双翼回采工作面，为了保护上区段运输巷作为下区段回风巷，应掘回采工作面下顺槽，顺槽与区段运输平巷间距以5M为宜，之间采用联络眼联系。第三节采区通风、运输、排水一、采区通风系统进风系统从地面混合井150M水平井底车场150M运输巷采区进风上山130M区段运输平巷联络眼工作面。回风系统工作面110M区段回风平巷110M回风上山105M总回风巷总回风上山风井地面。二、采区运输系统工作面采出的煤经过下顺槽、联络眼，装入05T翻斗车，运至采区溜煤眼，装入1T矿车，经150M运输巷，人力推车至150M井底车场，由混合井提至地面。三、采区排水系统技改投产时，150M水平一采区不设排水系统，工作面的涌水自流至150M水平大巷，经大巷水沟进入150M井底水仓。后期，200M水平及300M水平均为二级排水。各水平设采区泵房及水仓。工作面的涌水自流至下山采区水仓，利用水泵排至150M水平。经150M水平排水系统排至地面。24第四节巷道掘进与支护一、巷道断面及支护根据目前先进矿井巷道支护的成功经验和井巷岩性，结合巷道支护技术，设计确定本矿井沿煤层巷道以钢棚支护为主，支护间距不大于08M,主要硐室、车场、主要运输巷和采区上山（岩石）以锚喷为主。混合井表土层为料石砌碹。巷道断面除满足通风、运输、行人和敷设管线的要求外，沿煤层巷道还考虑了一定的断面收缩率，根据本矿井的生产经验，取510的收缩率。工作面顺槽、采用梯形断面，钢棚支护，采区上山、开切眼和联络眼为矩形断面，木盘支护。二、巷道掘进1、掘进工作面个数根据矿井技改开拓部署及采、掘正常接替的要求，按照“采掘并举，掘进先行”的原则，通过采、掘排队，矿井达产时需配备2个掘进工作面。采掘工作面比为12。2、掘进工作面机械配备掘进工作面主要配备G8风镐，MFB100发爆器、煤电钻、局部扇风机等。3、矸石率根据矿井掘进工作面数目和巷道断面，结合矿井开拓巷道布置和矿井生产实际情况，矿井矸石率暂按10计取。4、井巷工程量矿井新建井巷工程量1623M（岩巷814M，煤巷、半煤岩巷809M）。矿井新增产量万吨掘进率为541M。巷道断面大小和尺寸，主要根据运输设备尺寸、安全间隙、通风、行人及管线敷设等因素来确定。巷道断面形状及支护材料的选择，主要根据巷道的服务年限、围岩特征、支护材料来源、设备、风速等因素来确定。附井巷工程量及特征表。井巷工程量及特征表序号巷道名称岩性倾角（）工程量（M）巷道规格支护方式净面积（M2）251混合井岩28290半圆拱锚喷5622150M石门岩18半圆拱锚喷443150M井底车场岩26半圆拱锚喷724150M运输巷及石门岩260半圆拱锚喷445150M联络上山岩90半圆拱锚喷416150M煤巷煤30梯形钢棚417采区一组上山煤68130矩形木31448130M东区段运输平巷煤264梯形钢棚419110M东区段回风平巷煤264梯形钢棚4110开切眼煤6821矩形木214411130M西区段运输平巷煤52梯形钢棚4112110M西区段回风平巷煤52梯形钢棚4113采区回风上山岩2015半圆拱锚喷4114150M泵房及配电硐室岩20半圆拱锚喷56215150M水仓岩70半圆拱锚喷41416管子道岩2815半圆拱锚喷41717消防材料库岩6半圆拱锚喷41718合计1623第五节矿井建设移交标准及建井工期本矿井移交生产时，井下移交一个生产水平（150M水平），移交一个回采工作面，两个掘进工作面。同时建成移交的工程有矿井提升、运输、通风、排水、防尘洒水、监控、供电系统等，矿井生产管理系统，矿井安全管理系统，各安全设备、设施应同时建成投产。矿井地面生产系统及主要生产、生活服务设施应同时建成移交。本设计矿井投产竣工工期为113个月。施工顺序为了提高工效，加快矿井建设进度，保证矿井早日建成投产，应安排两支强有力的施工队伍进行矿井工程建设。26施工进度混合井70M月岩石平巷80M月岩石斜巷70M月半煤岩平巷100M月沿煤平巷120M月沿煤斜巷100M月第四章通风和安全第一节概况该矿2006年鉴定矿井绝对瓦斯涌出量0171M3/MIN，相对瓦斯涌出量226M3/T，绝对二氧化碳涌出量0234M3/MIN，相对二氧化碳涌出量31M3/T。2007年为停产期间，未鉴定，根据省经济委员会【2007】728号关于2007年度全省煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复提供，为低瓦斯矿井，故本次仍按低瓦斯矿井设计。煤尘爆炸性、煤层自燃性，经安徽省煤矿安全参数测定站鉴定，该矿煤尘无爆炸性，煤层属不易自燃发火煤层。27本区恒温带深度一般为30M，温度为17左右，地温递度一般为23/KM，300M以上无高温区。影响本矿井生产安全、制约矿井生产能力的主要因素是顶板和瓦斯。第二节矿井通风系统及通风方式一、通风系统及通风方式1、矿井通风系统为中央并列式通风，混合井进风，回风井回风。2、通风方式采用全负压抽出式机械通风。二、通风网络矿井投产时，布置一个回采工作面，实现6万吨年的生产能力。配备两个掘进工作面，采掘比12。矿井通风系统如下新鲜风流从混合井进入，通过井底车场经运输大巷、采区上山、区段运输平巷进入采煤面。工作面的回风经区段回风平巷、采区回风上山进入总回风巷（上山），从回风井排到地面。两掘进工作面均采用局扇压入式通风。独立通风的硐室主要有各水平井底机电硐室及水泵房。采区其它硐室考虑采用扩散通风。矿井通风网络无串联风和循环风。三、井下通风设施及构筑物布置矿井主要通风设施风门、测风站及密闭墙等。根据矿井开拓、开采系统和巷道布置以及煤矿安全规程要求，设计在必要位置设置相应通风设施，用于井下风量调节。其主要设置原则为1、主要进、回风道之间设置两道联锁的正向风门和两道反向风门。2、不用的联络巷道设永久挡风墙。3、需要调节风量的地方按规定设置调节风门或调节风窗。调节风门也要设置反风风门。第三节矿井风量与负压28一、风量计算根据煤矿安全规程及有关规定，参照生产矿井配风经验，满足井下人员需要，稀释瓦斯，风速等要求，矿井总需风量采用以下两种方法计算，并选取其中的最大值。1、按井下同时工作的最大班下井人数计算矿井总需风量最大班下井人数,按一个采煤工作面，两个掘进工作面同时作业的工人数，加上安全检查人员、管理人员和其它辅助人员入井人数，合计最大班下井人数可达60人。风量计算结果Q矿4NK460125300（M3/MIN）2、按矿井实际用风量计算矿井总需风量矿井核定能力为6万T/年，年工作日为330天，日产量为182T/D，用一个采煤工作面，两个掘进工作面保证矿井产量，矿井总需风量Q矿计算如下Q矿KQ采Q掘Q硐K矿井通风系数121采煤工作面风量的确定按瓦斯涌出量计算工作面风量Q采100Q采KC100031854（M3/MIN）式中Q采瓦斯绝对涌出量03M3/MIN（以现CH4相对量，按技改后日产量计算出的绝对量）KC不均衡系数18；按同时爆破炸药量计算工作面风量Q采25A255125（M3/MIN）A同时爆破炸药量，取A5KG按工作面温度计算工作面风量Q采60VCSCKI60085108196（M3/MIN）式中VC采煤工作面适宜风速，进风流温度按1820计，取VC08M/S；SC采煤工作面平均有效断面，SC51M/S；29KI采煤工作面长度系数，KI08。按工作面人数配风Q采4N100（M3/MIN）N工作面人数；取N25人。根据以上计算并结合本矿生产经验，采煤工作面风量Q采取196M3/MIN。根据风速验算供风量应满足15SCQ采240SC15SC1551765240SC240511224，风速满足要求。故采煤工作面需风量Q采196M3/MIN。2掘进工作面风量计算按瓦斯涌出量计算掘进工作面风量Q掘100Q掘KD100032060（M3/MIN）Q掘瓦斯绝对涌出量，03M3/MIN；KD备用系数152，取KG20。按同时爆破炸药量计算工作面风量Q掘25A掘256150（M3/MIN）A同时爆破炸药量，取A掘6KG。按局扇吸风量计算Q掘QFIKF180112216（M3/MIN）根据计算并结合本矿生产经验，一个独立掘进头风量取216M3/MIN。综合以上计算，二个掘进面，Q掘2216432（M3/MIN）3硐室供风Q硐50M3/MIN矿井总需风量Q矿KQ采Q掘Q硐12196432508136（M3/MIN）1356M3/S。全矿井总需风量取14M3/S（840M3/MIN）3、风量分配根据矿井风量分配原则30掘进工作面配风取270M3/MIN45M3/S两个掘进工作面共配风9M3/S；硐室配风60M3/MIN100M3/S；采煤工作面配风840270260240M3/MIN4M3/S。二、负压计算本矿混合井进风，回风井回风，实行中央并列式通风，根据采掘工程安排，分配风量，分别计算通风负压。通过计算，矿井移交生产时（前期）通风负压为29851PA，矿井后期通风负压为37072PA，通风负压计算详见附表。三、矿井等积孔通过计算容易时期和困难时期两路阻力来选定校核风机。1、容易时期通风阻力计算矿井移交生产时，是通风容易时期。1容易时期矿井总阻力H总29851PA2容易时期等积孔A119Q矿（H总）1/211914（29851）1/210M22、困难时期通风阻力计算第三水平（300M）末采时（后期）是通风困难时期,按上述方法计算，困难时期矿井总阻力H总37072PA2困难时期等积孔A119Q矿（H总）1/211914（37072）1/209M2本矿井通风难易程度为中等偏难。矿井通风负压计算表（移交生产时）巷道名称104支护方式巷道长度LM巷道周长UM巷道面积SM2S3风量QM3/SQ2HFPA混合井12锚喷5188975621775141966034150M井底车场15砌碹2610227203732514196205150M大巷及石门12锚喷2888004408518141966235150M采区上山15木219602882389416198130M区段进风巷14钢棚2648304106892416698采煤面45金219245101326541611031110M区段回风巷14钢棚2648304106892416698采区回风上山14锚喷157654106892416031105M回风巷及上山12锚喷590800440851814196112772回风井12锚喷74765410689214196155合计2713611029851矿井通风负压计算表（后期）巷道名称104支护方式巷道长度LM巷道周长UM巷道面积SM2S3风量QM3/SQ2HFPA混合井12锚喷5188975621775141966034150M井底车场15砌碹2610227203732514196205150M大巷12锚喷35800440851814196758150M暗斜井12锚喷3208975621775141963727300M石门及煤巷12锚喷2738004408518141965910采煤面45金279602882389416255275M西区段回风巷14钢棚2418304106892416637回风眼15