乌鲁木齐市104团煤焦厂一号井水平延深设计

乌鲁木齐市104团煤焦厂一号井水平延深设计说明书新疆兴矿矿业技术咨询有限公司二零一零年十月前言乌鲁木齐市104团煤焦厂一号井位于乌鲁木齐市西山四道岔以南800m，距乌市西山公路约1km，距市区6km，行政区域划属乌鲁木齐市沙依巴克区管辖。矿区地处乌鲁木齐市西郊，北距西山公路约1km，与乌—奎高速公路相通，矿区内有砂石路面通往各矿井和生活区，交通便利。乌鲁木齐市104团煤焦厂为国有企业，始建于80年代初，矿井持证能力为8万t/a，采用主副立井开拓，多水平阶段石门开采，主采A8煤层，目前矿井开采+653M水平东翼A8煤层，由于西翼A8煤层上部采空区存在火区，再加上A8煤层瓦斯涌出较高，在2009年9月发生一起瓦斯爆炸事故，造成西翼A8煤层回采工作面被迫封闭，而无法开采，只能进行灭火工作。而由于该矿井为保留矿井，随时都存在着政策关闭的风险，矿井目前采矿证限采水平为+550m水平，而现有的+653m水平东翼A8煤层到2011年6月份将回采完毕，而由于西翼工作面无法开采，因此，为了保证矿井正常采掘接续，需进行矿井水平延深，矿井拟延深水平为+613m。本次通过矿井水平延深，保证矿井水平和采区正常接替，从而保证矿井采掘接续不失调。因此，业主特委托新疆兴矿矿业技术咨询有限公司进行矿井延深设计编制工作。编制延深设计依据1、2002年10月，新疆煤田地质局一五六队提交了《新疆乌鲁木齐140团煤焦厂煤矿（一号井）生产地质报告》。2、新疆地质矿局第九地质大队，2008年1月编制的《新疆乌鲁木齐140团煤焦厂煤矿（一号井）矿产资源储量核实报告》。3、新疆矿产资源储量评审中心以乌国土储核发【2008】016号文出具了《新疆乌鲁木齐县农十二师104团煤焦厂煤矿2007年矿产资源储量动态监测年度报告》核查意见的批复。4、煤矿现有生产现状。5、《煤炭工业小型矿井设计规范》、《煤矿安全规程》及有关法规政策。6、设计委托书。设计指导思想从实际出发，认真分析煤焦厂一号井的资源条件、外部建设条件、开采技术条件，充分利用现有生产设施，以经济效益为中心，以市场为导向，依靠科技进步，提高矿井技术装备水平，实现合理集中生产，以最小的投入和最短的时间完成矿井的水平延深工作。存在主要问题及建议1、随着矿井水平延深，深部的瓦斯浓度将进一步增加，为保证安全生产，一方面要加强抽放工作，另一方面要加强瓦斯的监控、监测预报工作，防患于未然。2、由于矿井开采急倾斜煤层，上部塌陷坑较多，地面雨水和雪水有可能通过地面塌陷坑裂隙进入井下，为此，矿井还应特别注意采空区、地面老窑水的防治工作。并做好井下采空区超前探放水工作，以放突水事故的发生。井田概括及地址特征井田概况一、交通位置乌鲁木齐市104团煤焦厂一号井位于乌鲁木齐市西山四道岔以南800m，距乌市西山公路约1km，距市区6km，行政区域划属乌鲁木齐市沙依巴克区管辖。矿区地处乌鲁木齐市西郊，北距西山公路约1km，与乌—奎高速公路相通，矿区内有砂石路面通往各矿井和生活区，交通便利。二、地形地貌井田地形呈南高北低，矿区地处准葛尔盆地南缘，天山北麓地带，多系低山，残山地带，海拔高度+896m—+1073m，高差约170m。三、水系矿区范围内无地表水系水体，无地面常年径流。四、气象及地震情况矿区属大陆性干旱、半干旱气候，年降水量在424mm（以降雪量为主），年蒸发量在1828mm。历史最高气温达38.5℃，最低气温达-33℃，初冻期为10月中旬，解冻期为3月下旬，冻土层深度1.0-1.4m，矿区地处风口，风向多为北风和西北风，多发生在春冬两季，风力一般4-5级。矿区属强震断裂带范围之内，地震活动强度大、频率高、小震多，地震烈度Ⅵ级。五、煤矿生产现状1、开拓方式目前矿井开拓方式为立井+阶段石门开拓，矿井共有主、副立井、回风立井、人行井四条井筒，均位于井田中部，井筒特征见表1-1.（1）主立井：位于井田中部，圆形断面料石砌碹，净直径2.5m，净断面4.9平㎡，井口标高+999.88m，至+653m水平垂深347m。井筒装备2.5t单箕斗，钢丝绳罐道。井筒内敷设管路和电缆，主要承担全矿井的原煤提升任务，并兼做主要进风井。（2）副立井：位于井田中部，圆形断面料石砌碹，净直径2m，净断面3.14平㎡，井口标高+995m，至+653m水平垂深342m。井筒装备0.5t罐笼，钢丝绳罐道，主要承担全矿井的材料、矸石、人员升降等提升任务。（3）回风立井：位于井田中部，圆形断面料石砌碹，净直径2m，净断面3.14平㎡，井口标高+997m，至+703m水平垂深294m，下部与+703m水平回风石门相接，与主井筒并列在井田中部A8煤层底板岩层中，承担全矿井回风任务。（4）人行井：位于井田中部，锚网支护，上部方形、下步自然拱形断面，净断面2.2平㎡，井口标高+997m，至+653m水平垂深344m，井筒内敷设铁质旋梯，承担上下人员的任务，兼及矿井第一安全出口。井筒特征表表1-1-1序号名称单位主立井副立井立风井人行井1井口坐标Xm4850591485058948505944850591Ym29540818295407842954084829540811Zm+999.88+995+9979972井筒倾角9090903断面特征圆形圆形圆形上面方形下面拱形4支护方式料石砌碹料石砌碹料石砌碹锚网支护5井筒净断面㎡4.93.143.142.26井筒垂深和角度m3473422943447提升容器2.5t箕斗0.5吨罐笼2、生产布置情况矿井已开拓了五个水平，目前开拓水平为六水平+653m水平，回风水平标高为+693m水平，垂高为40m。矿井+653m水平划分为一个双翼采区开采，采区东翼走向长度为840m，采区西翼走向长度为624m。矿井+653m水平的投产工作面布置在+653m水平西翼A8煤层，在工作面推进几十米以后，由于上部火区冒落下来，引起工作面瓦斯爆炸，造成西翼工作面被迫封闭，矿井目前只能开采东翼的A8煤层工作面，在+653m水平A8煤层布置运输巷，采用2.5t蓄电池电机车牵引1tU型翻斗式矿车进行煤炭运输。3、采煤方法及回采工艺（1）采煤方法目前回采工作面位于+653m水平采区东翼A8煤层+658m—+693m区段。A8煤层平均厚度7.31m，为急倾斜煤层。工作面采用“伪倾斜柔性掩护支架”采煤法，区内后退式回采。超前运输顺槽标高+658m，回风顺槽标高+693m，区段高度40m。工作面支护设备，采用“八字形”柔性金属掩护支架。支架宽度4.0m，复式结构。钢梁选用12号矿用工字钢，型钢材质A6；钢丝绳采用6条直径为30mm的旧钢丝绳，长25m，两端有封头，为保持钢梁间距和防止钢梁滚动，在钢梁两个端头部位焊接12号矿用工字钢。工作面运输、回风顺槽至工作面20m范围内采用双排金属摩擦支柱配合HDJA—1000型铰接顶梁加强支护。（2）、回采工艺工作面采煤包括打眼、装药、放炮、铺溜槽出煤和调整护架等项工作。煤层平均厚度为7.31m，煤的容重为1.31t/m3；工作面掩护支架一次下放进度为1m，下放一次为一个循环，循环进尺为1m，每日1循环。矿井年工作日330天，正规循环率按80%计算。采区回采率75%,首采工作面回采率按工作面实际情况定为80%。工作面顶板管理方法为全部垮落法管理顶板。掘进工作面位于采区东翼的A8煤层，分别为接替工作面的运输巷和回风巷，采用炮掘方法掘进。4、通风方式矿井瓦斯等级为低瓦斯，现有开拓方式为立井开拓，主立井、副立井和人行井进风，回风立井回风。矿井通风方式为中央并列式，主要通风机工作方式为全负压机械抽出式通风。矿井目前的主要通风线路为：主立井→+653m水平A8煤层东翼运输巷→+658m水平西翼A8超前运输顺槽→回采工作面→+693m水平A8煤层西翼回风巷→回风上山→+703水平西翼A8煤层回风顺槽→+703m水平回风石门→回风立井→地面矿井在用主要通风机：FBCZN011B型轴流式通风机两台，一台运行，一台备用，风量为10.2—25m3/s，风压为220-650Pa，最高静压效率≥75%。配套电机YBF200L2-6型，额定功率22kw，转速980r/min。5、水源矿区供水靠汽车运输。6、电源情况矿区供电电源引自乌鲁木齐西山变电所，LGJ-50型高压架空线引至矿井地面变电所，线路长度为8km，电压等级10KV。矿井已进行了双回路电源的改造，已建第二回路电源，第二回路电源引自西山变电所不同母线段。矿井地面安装了四台变压器，其中地面用电设备供电变压器型号为S9-400/1010/0.4kv400kVA。其中两台井下用电设备供电变压器型号为S9-3.15/1010/0.69kv315kVA。矿井10KV高压经S9-400/1010/0.4kv400kVA变压器降压后通过低压配电柜以380/220V电压供地面动力、照明用电。地面供电系统采用三相四线制式中性点接地系统，井下供电系统采用中性点不接地系统。地面低压变电所距主井口约30m。变压器露天台上架设，装设有防雷电装置。地面设有高低压配电柜。下井电缆为一回MYJV22-10003×95mm2L=420m。引自地面低压变电所，下井电缆井副立井井筒引至井下+653m水平中央变电所，供电电压0.69kV。井田地质特征及资源概况一、区域地质概况1、区域地层区内从老到新出露的侏罗系地层有下侏罗八道湾组（J1b）、三工河组（J1s）；中侏罗统西山窑组(J2x）,头屯河组（J2t）。2、区域地质构造准南煤田位于天山纬向构造体系的二级构造带中，称准南南中、新生代沉降带。矿区地处准南煤田的东南段，为二级构造带中的次级褶皱与断裂带，多由短轴向斜、背斜及逆冲性断裂组成。总的构造方向为北东东向，与天山纬向够早点所发展步方向基本一致。二、井田地质特征1、地层矿井内出露的地层中侏罗统西山窑组(J2x）、第四系（Q），其特征分述如下：中侏罗统西山窑组(J2x）：矿区内主要出露其下段地层，岩性为灰色-灰黑色泥岩、炭质泥岩、粉砂岩、细砂岩及煤层组成，局部夹灰白色中粒砂岩、粗砂岩，是内陆河湖泥岩、沼泽相碎屑岩沉积，是主要含煤地层。第四系（Q）：矿区内广泛分布于较老地层之上，其上部为上更新统（Q3）上段风成黄土和砂土、亚砂土、亚砂土松散堆积，局部含砾及粗砂；下部为上更新统（Q3）下段冲洪积层，岩性主要为灰色砾石层，砾石成分为各种火山、沉积岩及少量变质岩。2、构造：井田位于大浦沟背斜北翼的大浦沟，单斜构造块段上，地层走向大致接近于东西走向，倾角在60°-89°之间，井田内发现有四条断层，编号为f4-4、f5-0、f4-1、f4-2。矿区构造线方向与区域总体构造线方向一致，地层走向为62°-70°，岩性沿走向和倾向变化不大。三、煤层和煤质1、煤层井田煤层赋存在侏罗系下统八道湾下亚组(J2b1），以煤层层数较多，厚度变化较大为特征，井田范围内仅有A7、A8煤层为全区可采煤层。（1）A7煤层煤层的最大厚度为2.02m，最小厚度为0.49m，煤层平均厚度为1.27m。煤层结构简单，含0-2层夹矸，顶、底板岩性为粉砂岩、泥岩，与A8煤层层间距平均为6.5m。（2）A8煤层煤层的最大厚度为12.03m，最小厚度为3.12m，煤层平均厚度为7.31m。煤层结构简单，含0-5层夹矸，顶板以为粉砂岩、泥岩为主，底板以泥岩、粉砂岩、细砂岩为主。详见井田内可采煤层特征一览表表1-2-1。井田内可采煤层特征一览表表1-2-1煤层编号全层厚（m）纯煤（m）层间距夹矸顶底板岩性可采性稳定性最大-最小最大-最小上层（m）顶板底板平均（点）平均（点）A83.12-12.037.313.12-12.037.226.50-5粉砂岩、泥岩粉砂岩、泥岩可采稳定A70.49-2.021.270.49-1.771.090-2粉砂岩粉砂岩可采稳定2、煤质（1）物理性质井田内的A7、A8煤层均为高等植物形成的腐植煤，其颜色为黑色，条横为黑褐色，具弱玻璃光泽，均一状结构，内生裂隙较为发育，简易燃烧实验煤为易燃且烟异、烟长，有强烈膨胀发泡现象，A7煤层和A8煤层平均相对密度分别为1.34t/m3和1.28t/m3。（2）煤的类型各煤层精煤挥发分平均值为38.25-40.57%，胶质层厚度（Y）值平均值为11.9-14.8mm，粘结指数A8煤层为100，故均属气煤45（QM），煤质为特低灰-中灰煤，特低硫、低磷、高发热量、高油，且粘结性较好的煤，可做动力用煤和低温干馏炼油用煤，可做民用之燃料，是较好的配焦煤。四、水文地质1、区域水文地质概述（1）、地形地貌井田地形呈南高北低，西高东低的低山丘陵区，海拔高度+896-+1073m，高差约170m，南部主要煤层赋存地带为低山区，一般标高在+800-+900m，地面高差不大，井田范围塌陷区和居民点较多，对矿区的进一步扩建成一定影响。（2）、气候矿区属大陆性干旱气候，7月份平均最高气温为38.5℃；1月份平均最低气温为-33℃，年降水量581.11-424mm，年蒸发量远远大于降水量，因此该区气候干燥。（3）、区域水文地质区内无常年性河流，在井田东部边界以外地表常有小河沟径流，横跨A8煤层，通过煤层裂隙渗水至矿区内，矿井涌水量与大气降水关系密切，春夏季流量大，冬秋季水量减少，矿区内水文地质条件简单。2、井田水文地质井田位于雅玛里克山北，井田北近雅玛里克山洪积扇下缘，基本为坡积碎石砂土（Q4d1）覆盖。纵观全区，西南高东北低。（1）含水层水文地质特征①第四系松散岩类孔隙含水层（H1）井田内第四系分布广泛，含水主体主要分布于冲沟及沟谷内。岩性以分选性较差的河流相堆积砾石、砂土为一，平均厚度为均为30m左右。此含水层为间歇性含水层，含水时段为降水期。②侏罗系下统八道湾组煤岩系裂隙弱含水层（H2）为井田内主演含煤地层，含水主体以内生裂隙发育的煤层为主，次为具节理细砂岩、粉砂岩，局部夹中、粗砂岩、砾岩构成，平均厚度34.64m，此层段区外距井田40-50m抽水试验单位用水量0.00055-0.00070升/秒.米，渗透系数为0.00347m/日，为弱富水性含水层。3、水文地质类型及其复杂程度井田内地表水体缺乏，无大的断裂构造，补给条件不好，为裂隙含水层为主矿床，直接充水含水层单位涌水量小于0.1升/秒.米。因此，区内水文地质类型应为裂隙类，水文地质条件简单的充水矿井。4、矿床充水因素分析井田内基岩含水层的含水性较弱。比较而言，浅部裂隙较发育，随着深度的加大含水性与透水性愈差，充水条件愈差。矿坑水主要来自塌陷区大气降水而流入采空区少量积水的渗入及含水层本身层间水。根据井田基岩水文地质条件，结合生产矿井的水文地质特征及充水因素，依补给途径，应属裂隙类渗入性补给通道。5、矿井涌水量涌水量预（概）算的范围：矿井东西走向长为1.67Km，南北宽0.125Km。依渗透系数以大井的方法预计矿井涌水量为268.49m3/d。依据水文地质比拟法之富水系数预计矿井涌水量为270m3/d。两者计算，取大值，确定矿井的正常涌水量为270m3/d。五、煤层开采技术条件1、煤层顶底板岩石工程地质特征井田内A8煤层顶板为砂岩类，平均厚度约29m，饱和状态下抗压强度22.82-42.09MPa，抗拉强度为2.40-3.72MPa，软化系数为0.553-0.843，显示岩石本身强度应属不稳定-中等稳定顶板，遇水软化性能中等。A8煤层底板为砂岩，平均厚度为6.5m，饱和状态下抗压强度28.86MPa，抗拉强度为2.23-2.65MPa，软化系数为0.842，显示岩石本身强度差，遇水软化性能中等。A7煤层顶、底板粉砂岩，平均厚度约6.5m，饱和状态下抗压强度31.87MPa，抗拉强度为2.23-2.63MPa，节理裂隙不发育，显示岩石本身强度不稳定-中等稳定。煤层顶底板岩石力学试样测试结果见表1-2-2：煤层顶底板岩石力学试样测试结果表表1-2-2煤层编号岩性采样位置单向抗压强度（Mpa）单轴抗拉强度Mpa单轴抗剪强度Mpa软化系数备注天然状态饱和状态A7粉砂岩底板31.872.234.37A8粉砂岩顶板68.2542.083.729.580.607A8粉砂岩底板24.2828.362.650.8422、瓦斯根据新疆建设兵团发展和改革委员会文件兵团发改委能源【2009】502号文关于对农十二师104团煤焦厂矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定报告进行的批复，认定矿井绝对瓦斯涌出量为0.823m3/min，相对瓦斯涌出量为5.78m3/t，二氧化碳绝对涌出量为0.53m3/min，二氧化碳相对涌出量为2.438m3/t，确定矿井属于低瓦斯矿井。3、煤尘根据国家矿山安全计量站乌鲁木齐分站新矿（集团）通安工贸公司煤尘爆炸鉴定报告：A7煤层煤尘的火焰长度150±50mm，A8煤层煤尘的火焰长度100±50mm，煤层均有煤尘爆炸危险性。煤尘爆炸性试验报告表1-2-3试验编号工业分析爆炸试验水分（Mad）灰分（Ad）挥发份（Vdaf）火焰长度（mm）岩粉量（%）爆炸性结论备注A72.89.2538.2150±50有爆炸性A83.44.7337.94100±50、、4、自燃倾向性：由国家矿山安全计量站乌鲁木齐分站，对矿井煤层进行了煤层的自燃倾向性鉴定，A7煤层的吸氧量为0.47cm3/g，A8煤层的吸氧量为0.44cm3/g，鉴定结果煤层属于较容易自燃发火煤层，发火期一般为3-6个月。煤层自燃倾向性鉴定结果见表1-2-4.自燃倾向性鉴定结果表1-2-4煤层自燃倾向分类煤的吸氧量，cm3/g*干煤Vd易自然较易自燃不易自燃A70.47较易自燃A80.44较易自燃5、地温：根据对生产矿井的调查，在井田内及周围未发现高温区，井下温度一般为15℃左右。目前未发现有地温异常现象。第二章井田开拓第一节井田境界及储量一、井田境界井田位于乌鲁木齐市区西郊约6km处，行政区域划属乌鲁木齐沙依巴克区管辖，井田呈东-西向，东西走向长约1.67km，南北宽约0.125km，面积为0.2176km2.根据批准的采矿证：6500000430285，矿区范围的拐点坐标由8各拐点确定，如下表2-1-1：表2-1-1拐点XYS1485084629541698S2485070629541698S3485053029540650S4485050029540650S5485051029540036S6485061629540036S7485062829540657S8485067029540657开采深度为+997m-+550m标高。二、储量1、矿井地质储量井田内含可采煤层两层，A7、A8煤层，煤层平均厚度分别为：1.09m、7.22m，为结果简单、稳定煤层。该矿核查截止日期：2007年12月31日，矿山资源储量如下：新疆乌鲁木齐县农十二师104团煤焦厂一号井矿区范围内保有资源储量415.02万t，其中控制的经济基础储量（122b）157.82万t，推断的内蕴经济资源量（333）246.72万t，控制的次边际经济资源量（2S22）10.48万t，采矿证规定开采标高+555m以上保有资源储量261.69万t，其中：控制的经济基础储量（122b）157.82万t，推断的内蕴经济资源量（333）93.39万t，控制的次边际经济资源量（2S22）10.48万t，开采标高（+550m-+400m）保有资源储量153.33万t，其中：推断的内蕴经济资源量（333）153.33万t。截止2008年12月31日，新疆乌鲁木齐县农十二师104团煤焦厂一号井采矿证规定开采标高（+550m）以上保有资源储量243.83万t，其中：控制的经济基础储量（122b）139.96万t，推断的内蕴经济资源量（333）93.39万t，控制的次边际经济资源量（2S22）10.48万t。2、2008年年末矿井可采储量矿井开采煤层属薄煤层各特厚煤层，采区回采率：薄煤层按85%计，特厚煤层按75%计算，矿井设计工业储量为233.35万t，永久煤柱损失69.58万t，开采损失为39.22万t，乘以采区回采率，经计算矿井可采储量为124.61万t，详见2-1-2矿井可采储量计算表表2-1-2单位：万t水平批准的资源量永久煤柱合计开采损失可采储量煤层编号122b333小计边界煤柱断层煤柱井筒煤柱750-+653m水平A71.91.900.291.61A869.0219.7788.792.871.9924.1328.9914.9544.85小计70.9219.7190.632.871.9924.1328.9915.2446.46650-+553m水平A720.8220.820.550.554.215.312.3313.18A869.0452.86121.93.683.6827.9235.2821.6664.97小计69.0473.68142.724.234.2332.1340.5923.9878.15合计139.9693.39233.357.16.2256.2669.5839.22124.61第二节矿井生产能力及服务年限一、矿井工作制度根据《煤炭工业小型煤矿设计规定》确定矿井的年工作日为330天，矿井工作制度为“三八”工作制，每天3班生产，日净提升时间14小时。二、矿井生产能力根据煤层赋存情况以及矿井的开采现状及开采技术条件，该矿井为9万t/a矿井，按照原采矿证的设计核准生产能力，确定矿井年生产能力为9万t。三、矿井服务年限根据计算，截止2008年12月底，+550m水平以上矿井可采储量为124.61万t。矿井生产能力为9万t/a，储量备用系数取1.3，则矿井剩余服务年限为10.65a。第三节井田开拓一、井田地质构造，老窑范围、煤层及水文等条件对开采的影响1、井田地质构造井田地处八道湾向斜的南翼，井田为一单斜构造，地层走向近东西，倾向南北，倾角在60-89°之间，由于井田范围小，井田及其周围无大断裂及区域性复杂构造。2、老窑范围、煤层及水文等条件对开采的影响井田内无其他老窑，仅有现生产煤焦化一号井，矿井目前的开拓方式为主、副立井开拓，主立井井底标高为+653m水平，副立井井底标高为+653m水平，回风立井井底标高为+868m，人行立井井底标高为+653m，现有的主立井位于井田中部，地面较为平坦，工业场地较宽阔，低迷那设施按照9万t井型要求都已经形成，也较完善。目前+653m水平正开采东翼的A8煤层。拟延深矿井水平为+613m水平。二、煤炭资源开采方式目前104团煤焦厂一号井煤矿开采浅部煤层，开采技术条件及水文地质条件相对较简单，采用地下井工开采，开拓布置基本合理。三、井田开拓1、井田开拓方式的影响因素a、地形条件井田地形呈南高北低，西高东低，矿区地处准葛尔盆地南缘，天山北麓丘陵地带，多系低山，残山地带，海拔高度+896m-+1073m，高差约170m。b、原有矿井开拓、工业场地及交通运输等外部条件：矿区东西长约1.67km，南北宽约0.125km，面积0.2176km2，井田内原有矿井开拓方式为立井开拓，工业广场在矿井南侧早已形成，地面煤流方向，场外交通运输较为合理。C、现有矿井开拓方式矿井目前开拓方式为立井阶段石门开拓，矿井共有主、副立井、回风立井、人行立井四条井筒，均位于井田中部，矿井目前回采+653m水平东翼A8煤层，采用伪斜柔性掩护支架采煤方法。①主立井：位于井田中部，圆形断面料石砌碹，净直径2.5m，净断面4.9㎡，井口标高+999.88m，至+653m水平垂深347m。井筒内装备2.5t单箕斗，钢丝绳罐道。井筒内敷设管路和电缆，主要承担全矿井的原煤提升任务，并兼做主要进风井。②副立井：位于井田中部，圆形断面料石砌碹，净直径2m，净断面3.14平㎡，井口标高+995m，至+653m水平垂深342m。井筒装备0.5t罐笼，钢丝绳罐道，主要承担全矿井的材料、矸石、人员升降等提升任务。③回风立井：位于井田中部，圆形断面料石砌碹，净直径2m，净断面3.14平㎡，井口标高+997m，至+703m水平垂深294m，下部与+703m水平回风石门相接，与主井筒并列在井田中部A8煤层底板岩层中，承担全矿井回风任务。④人行井：位于井田中部，锚网支护，上部方形、下步自然拱形断面，净断面2.2平㎡，井口标高+997m，至+653m水平垂深344m，井筒内敷设铁质旋梯，承担上下人员的任务，兼及矿井第一安全出口兼进风井。井筒特征表表2-3-1序号名称单位主立井副立井立风井人行井1井口坐标Xm4850591485058948505944850591Ym29540818295407842954084829540811Zm+999.88+995+9979972井筒倾角9090903断面特征圆形圆形圆形上面方形下面拱形4支护方式料石砌碹料石砌碹料石砌碹锚网支护5井筒净断面㎡4.93.143.142.26井筒垂深和角度m3473422943447提升容器2.5t箕斗0.5吨罐笼三、井田开拓方案的选择与比较根据地形地貌、煤层赋存条件、已有井巷工程、现开采深度及范围、地面设施等条件现提出二个开拓方案：Ⅰ、主副立井-下山开拓方案。Ⅱ、直接利用现有的开拓井筒进行延深方案，现分述如下：方案Ⅰ、主副立井-下山开拓方案。在现+653m水平沿A8煤层伪斜布置三条下山，即为采区轨道下山和采区运输下山，采取回风下山沿A8煤层“之字形”布置，工作面采用伪斜柔性掩护支架采煤方法。延深后矿井投产工作面布置在+613m水平东翼A8煤层，沿A8煤层+613水平布置集中运输巷，在+643m水平布置回风顺槽。（矿井开拓方式平、立、剖面插图2-3、1-3）。方案Ⅱ、直接利用现有的开拓井筒进行延深充分利用现有开拓工程进行延深，把现有主立井、副立井、人行立井、回风立井从+653m水平延深至+613m水平，矿井的地面生产系统利用已有。井下工作面采煤方法和工作面运输以及回风顺槽布置方式同方案一。矿井开拓方式见：（矿井开拓方式平、立、剖面插图2-3、4-6）。各方案的工程量及投资比较见表2-3-2、2-3-3。表2-3-2Ⅰ：主副立井下山开拓方案序号工程名称断面（m2）工程量资金（万元）单价（元/m）备注一井巷工程1胶带下山7.68538.254500锚喷支护2胶带机硐室80m39.8112263通风平巷4.9816m3.97624854集中煤仓235m315.1346445采区轨道下山7.6110m49.545006绞车房硐室40m34.912267通风道、联络巷358.724858回风下山6623.13500小计153.27二机电设备购置1胶带输送机7.61套111.30TD1400/7402调度绞车1台2211.43阻车器2台2.341.17ZDDY-1型4跑车防护装置1套3.93.9FJP-1型小计19.24总计172.51表2-3-3Ⅱ：主副立井延深开拓方案序号工程名称断面（m2）工程量资金（万元）单价（元/m）备注一井巷工程1主立井4.940266500锚喷2副立井3.1440266500锚喷3立风井3行走巷2.240143500小计92二机电设备购置1提升绞车1套120120JKT2.5*2-20电动机1台394kw电控1套小计120三土建工程1井口房100m28.93892.96砖混2副井井架5m6.9013793钢3绞车房110m29.82892.96砖混4绞车基础5.65.6浇筑小计31.25总计243.25表2-3-4开拓方案技术优缺点比较表方案优点缺点Ⅰ1.矿井生产和延深工作互不干扰。2.井巷工程和设备投资少，延深工期较短。1.运输环节多，运营费用高。Ⅱ直接利用主井筒延深，运输环节少，运营费用低。生产系统简单。主副立井延深造成生产和延深工作相互影响，耽误生产。井巷和设备投资高，延伸工期长。建井与施工相互影响，延伸工期长。工业广场压煤多。经过经济技术比较后，设计认为方案一延深工期短，井巷工程和设备投资少，故本次延深设计推荐方案一，主副立井下山开拓方案。四、水平划分根据本井田划分范围、煤层赋存条件、地质构造和拟选择的采煤方法等因素，矿井的开拓水平不变，还为+653m水平，采用下山延深方案。采区下山运输水平为+613m水平，回风水平为+643m水平。垂高为40m。五、采区划分根据煤层赋存条件和矿井现有的开拓方式，利用矿井现有+653m水平划进行采区下山延深开拓，延深水平+613m水平，采区下山划分为一个双翼开采，采区东翼走向长度为840m，采区西翼走向长度为624m。六、主要巷道布置矿井从+653m水平，在主井筒运输石门附近沿A8煤层伪斜布置采区运输下山至+613m水平，在副立井运输石门附近沿A8煤层伪斜布置采区轨道下山至+613m水平；在立风井附近，伪斜布置回风下山至+613m水平，在人性走巷附近，沿B8煤层“之字形”布置人行走巷至+613m水平，然后在+613m水平把四条下山巷道贯通。并形成完整的通风系统。七、采区开采顺序矿井水平延深后投产工作面布置在+613m水平东翼A8煤层。开采程序：采区开采顺序先采东翼采区，再采西翼采区。第四节井筒、井底车场及硐室一、井筒全矿井共布置有4各井筒，即主立井、副立井、回风立井、人行立井。1、主立井位于井田中部，圆形断面料石砌碹，净直径2.5m，净断面4.9平㎡，井口标高+999.88m，至+653m水平垂深347m，主立井提升绞车为JTP1.6*1.2/24单滚筒绞车，电动机功率110kw，井筒装备2.5t单箕斗，主立井主要担负矿井的提煤、进风等任务。2、副立井位于井田中部，圆形断面料石砌碹，净直径2m，净断面3.14平㎡，井口标高+995m，至+653m水平垂深342m。井筒装备0.5t罐笼，绞车为JTP1.6*1.5/24单滚筒绞车，副立井主要担负+653m水平升降人员、提矸、提料等提升任务。3、回风立井位于井田中部，圆形断面料石砌碹，净直径2m，净断面3.14平㎡，井口标高+997m，落底标高+703m水平，井筒深度294m，井筒内设梯子间，主要担负全矿井通风及第二安全出口任务。4、人行井位于井田中部，净直径2m，净断面2.2平㎡，井口标高+997m，落底标高+653m水平，井筒深度344m，井筒内梯子间，主要担负上下人员、进风及第一安全出口作用。各井筒特征见表2-4-1。井筒特征表表2-4-1序号名称单位主立井副立井立风立井人行立井1井口坐标Xm4850591485058948505944850591Ym29540818295407842954084829540811Zm+999.88m+995m+997m+997m2井筒倾角°9090903井筒方位角360°270°4断面特征圆形圆形圆形圆形5支护方式料石砌碹料石砌碹料石砌碹料石砌碹6井筒断面尺寸MΦ2.5mΦ2.5mΦ2mΦ2m7井筒净断面㎡4.94.93.143.148井筒掘进断面积㎡7.57.55.35.39井筒垂深和长度m347m（+653m水平）342m（+653m水平）294m（+703m水平）344m（+650m水平）10提升容器2.5t箕斗0.5吨单罐笼二、井底车场矿井技改延深以后，在+613m水平布置采区车场，调车方式为人推矿车。三、硐室在+613m水平采区车场布置采区变电所、水泵房及水仓、信号硐室、消防材料库等硐室。第五节大巷运输一、大巷运输方式矿井投产工作面布置在+613m水平东翼一区段A8煤层，+613m水平A8煤层运输顺槽采用皮带运输，皮带运输机选用DTL65/15/2*22-C。第三章采区布置及装备第一节采煤方法一、采煤方法的选择该井田范围内有可采煤层二层，分别为A7、A8煤层，煤层厚度分别为1.27m、7.31m，矿井投产工作面布置在+653m水平西翼A8煤层，煤层厚度7.31m，倾角87°，水平厚度7.4m。煤层顶板为泥岩粉砂岩，底板为泥岩细砂岩。根据矿井煤层赋存条件、开采技术条件、技术装备、管理水平等因素，采煤方法有两种选择：1、整体顶梁液压支架水平分段放顶煤炮采采煤法2、“伪倾斜柔性掩护支架”炮采采煤法。方案Ⅰ：整体顶梁液压支架水平分段放顶煤炮采采煤法投产工作面布置在+613m水平东翼的A8煤层+613-+643m之间，区段垂高为25m，按采放比1:3的要求，划分成三个水平分段，每个水分段的垂高为10m，在一分段+633m水平顶板布置工作面刮板运输顺槽，地板布置轨道运输顺槽，工作面支护采用ZH1800/16/28ZL型整体顶梁液压支架，煤电钻打眼放炮落煤，工作面开帮长度3.4m，放顶煤长度为7.4m，开帮高度为2.5m，放顶煤高度为7.5m。工作面运煤选用1台SGB420/40型刮板运输机，运输顺槽运煤配1台SGB420/40型刮板运输机，端头支护选用π型钢梁配DZ25单体液压支柱，采用四对八梁，一梁三柱支护方式，顺槽超前加强支护采用双排DZ25单体液压支柱配HDJA-1000金属铰接顶梁，超前加强支护长度为20m。优点：①适应煤层厚度变化；②易于顶板管理；③工作面推进速度快，容易控制推进度；④生产安全、劳动强度小、坑木、材料消耗小；缺点：①巷道掘进率较高；②工作面通风系统复杂，管理难度大；③由于矿井上一水平都是采用仓储式采煤方法进行回采，上部采空区浮煤较多，存在发火隐患，并聚集了大量的有毒有害气体，因此当工作面放顶煤时，还会把上部采空区的有害气体和采空区的火放下来，造成工作面伤亡事故。④由于煤层水平厚度小，沿走向煤层厚度变化大，工作面进回风顺槽间距将会变小，很容易发生风流短路，造成工作面瓦斯聚集。方案Ⅱ、伪倾斜柔性掩护支架采煤法由于矿井所开采的煤层厚度较厚，为7.31m，参照国内类似煤层开采状况，选择伪倾斜“八”字型柔性掩护支架采煤法。具体采煤方法内容如下：该采煤方法沿A8煤层的底板和顶板伪斜30°布置一套跨度为4.0m的“八字形”掩护支架，工作面倾斜长度为70°，采用人工打眼放炮开地沟，在顶板留1.2m的煤墙，在底板留1.11m的煤墙，顶板和底板的煤墙通过在掩护支架下向顶底板煤墙横穿，把顶煤和底煤放下来，工作面超前运输顺槽沿煤层靠近底板布置，开沟工作面下口通过立眼与运输平巷相通。该采煤方法是在急倾斜中厚煤层和厚煤层中一种行之有效的采煤方法，它是用一定结构形式的掩护支架，将回采工作面空间与采空区冒落的矸石分开，使之不受冒落岩石的影响，随着回采工作面推进，掩护支架在其自重和冒落岩石的作用下，紧随工作面推动，采煤工作在掩护支架下进行，该方法在我国的淮南、开滦、徐州、新疆拜城县铁热克煤业有限公司所属各个煤矿等广泛使用，成为我国开采急倾斜煤层的一种主要采煤方法，其主要优点是：该采煤方法投资少，见效快，工人易操作。由于工作面呈伪斜布置沿走向推进，从而简化了回采巷道布置，降低了回采巷道的掘进率。由于工作面呈伪斜布置沿走向推进，并留设与上一水平的隔离煤柱，隔开了上一水平的采空区的火和有毒有害气体，从而保证了工作面的安全生产。掩护支架的钢梁，钢丝绳等均可反复使用，材料消耗少。工作面有两个安全出口，全负压“U”型通风系统，通风安全条件好，不存在风流短路的问题。主要缺点是：由于煤层厚度大，存在着顶煤和底煤丢失情况架子的安装和回收强度大，工序复杂。工作面推进速度慢，工效低。通过以上两种采煤方法技术经济比较分析，伪倾斜柔性金属掩护支架采煤法，具有井巷工程量少、投资小，工作面单产高，掘进率低等优点，该采煤方法在新疆急倾斜煤层中已得到了广泛采用，积累了丰富的成功经验，是技术先进、安全、可靠、经济效益较好的采煤方法，而整体顶梁液压支架水平分段放顶煤炮采采煤法由于投资大，再加上工作面瓦斯涌出量较大，放顶煤时易在工作面顶煤防空区域形成瓦斯罐，很不安全，因此设计推荐走向长壁伪倾斜柔性金属掩护支架一次采全厚的炮采采煤方法。二、工作面顶板管理方式、支架设备选型1、顶板管理：该矿井煤层顶板岩性多以粉砂岩、粗砂岩为主，平均倾角87°，属稳定性较差的岩石类型，为此，采用全部垮落法管理顶板。2、支架选型掩护支架的结构：工作面支护设备，采用“八字形”拱形柔性金属掩护支架。支架宽度4.0m，复式结构。钢梁选用12号矿用工字钢，型钢材质A6；钢丝绳采用6条直径为30mm的旧钢丝绳子，长25m，两端有封头，为保持钢梁间距和防止梁滚动，在钢梁两个断头部位焊接12矿用工字钢，详见支架结构图。每米材料消耗见表3-1-1。每米材料消耗表表3-1-1名称材料规格单位每米用量掩护支架矿用12号工字钢0.8,0.8,2.9m31.5U型卡A3圆钢M18460(mm)副49夹板A3钢2004012(mm)个49钢丝绳旧钢丝绳Φ30(mm)m7螺帽A3钢M18(mm)个981）钢梁强度计算：钢梁计算长度：m0=s(m-1.1-1.0)=1.0(7.31-1.2-1.11=4.0(m)危险载面到计算长度端点的距离：s=1.0m根据掩护支架再伪倾斜面上的受力情况，按双向受弯构件进行钢梁强度计算：则δ=115m0ds(m0-s)δ=115m00.40.151.0(0.4-0.1)=207(MPa)<δs=304MPa式中：m0---钢梁计算长度，m;d---钢梁排距，m;s---危险载面到计算长度端点的距离，m;115—系数。钢梁满足强度要求。2）钢梁受力计算钢绳受沿水平线的均布载荷Pmax(KN/m)作用，当掩护支架工作面伪倾斜角度为30°，单跨长为4m时，钢绳受最大拉力为：H=2.25Pmax(KN)因：Pmax=K1Aam2=0.8533.1(4)2=450.16(KN/m)则：H=2.25Pmax=2.25450.16=1012.86(KN)式中：K1-----修正系数，（0.8~1）；Aa----与煤层倾角a的关系值，KN/m3;m----支架宽度，m;选用的7根钢丝绳拉力总和为3486KN，旧钢丝绳拉力按75%计，拉力总和为2614.5KN，钢丝绳满足强度要求。根据计算数据分析，所选择金属支架可以满足工作面支护要求。工作面运输、回风顺槽至工作面20m范围内采用双排金属摩擦支柱配合HDJA-1000型铰接顶梁加强支护。三、回采工艺过程回采工艺过程主要包括护架安装、下放、采煤的护架回收等项。1、护架安装：首先从采区边界（开切眼以外3.5m)处，将回风顺槽扩大到煤层的全厚，护巷后的支护采梯形大棚架支护，随着扩巷之后，及时的进行卧地沟与护架安装工作，地沟位于护架中间位置，呈倒梯形，保持超前安装护架钢梁的距离为1m，安装护架时，应将7根钢丝绳的接头位置错开，防止各钢丝绳在同一位置处被拉开。每根钢丝绳长30m左右，两端必须做好封头，防止钢丝绳松捻和使其能承受一部分拉力，钢丝绳接头处的搭接长度应不少于2m，并用7副钢丝绳卡夹紧梁，钢梁垂直于煤层走向放在钢丝绳上，钢梁的一端应尽量紧靠煤层顶侧棚腿。如顶煤和顶底板不能自行垮落时，应爆破强制放落，使护架上有2-3m厚的煤矸垫层，以利于护架下放和保护掩护支架，护巷的空顶距不超过12m为宜。护架下放：护架下放过程可以分为初次下放，正常下放和结束下放三个阶段。初次下放：是护架安装长度超过15m，放顶使护架上形成为煤矸垫层后，由架尾开始逐步进行护架的下放调架，直至架尾下放到回收护架的水平位置（距区段平巷3-5m，形成25°-30°的伪倾斜工作面为止。正常下放：即护架工作面的正常回采阶段，此时护架工作面保持25°-30°的伪倾斜布置沿走向推进，直到工作面收作线架头开始下放前为止，正常回采阶段，除在护架下进行采煤外，同时要在区段回风平巷与工作面下端，不断地接长和折除掩护支架。护架工作面采煤包括打眼、装药、放炮、铺溜槽出煤和调整护架等项工作，用电钻打眼，地沟炮眼为双排三花眼布置，由A8煤层较厚，需进行打底帮眼、顶帮眼，由于煤层较厚，工作面较长，一般工作面按每10-20m放一次炮，由下向上打眼放炮，放炮后，从工作面下端开始逐段向上铺设搪瓷溜槽，碎煤沿溜槽下滑。随着出煤，护架在自重和上部煤矸重力作用推动下逐渐沉降，此时应设专人注意调架，对地沟两帮未崩掉的煤应及时处理，崩落过多造成护架悬容的地方需采用金属单体液压支柱支护，使护架的倾角均匀一致，并与顶底板法线有5°左右的迎山角，出煤调架完成后，工作面即沿走向推进了一定距离〈一般为0.8-0.9m)，最后拆除工作面的溜槽，即可进行下一循环采煤工作，随着工作面向前推进，应及时在工作面下端拆除已放平的护架，首先将地沟两帮的煤炭采出来，并在钢梁两端打上点柱，然后卸掉缧丝夹板，将钢丝绳经过溜煤眼拉到区段运输平巷,撒出点柱回收的钢梁，也经溜煤眼下放到区段运输平巷，再一并经采区运料眼运到区段回风平巷安装地点复用，在拆除护架过程中，应始终保持护架落平部分与区段运输平巷不少于3个溜煤眼相通，以满足溜煤、通风行人和回收护架的需要，最多不得超过5个溜眼相通，避免压力过大给拆架带来困难，为了安全，有时在回收钢梁的外侧支设临时戴帽点柱。结束下放即架头开始下放，至整个护架下放到水平状态为止，结束下放初期，工作面仍保持25°-30°的伪倾角，随着护架下放，伪倾斜工作面的长度不断地縮短，当工作面长度缩至15-20m时，再按扇形下放到水平位置。在护架结束下放过程中，为防止架头窜矸和护架在斜面上下滑，造成钢梁重叠，架头必须保持有2-3m的平架子，并要求工作面的伪倾角不超过30°，为减少攉煤距离，在护架最后呈扇形下放时，可预先加高溜煤眼。在护架整个下放过程中，为防止护架沿斜面下滑，工作面上端必须保持不小于8m的平架和长度，其中压实碴的长度不少于5m。四、采煤工作面循环数、月进度、年进度、工作面长度、工作面产量工作面月推进度为22m，年推进度为369.6m。A8工作面煤层平均倾角82°，工作面伪斜倾角30°，平均长度70m，煤层平均厚度7.31m，煤的容重为1.30t/m3；工作面掩护支架一次下放进度为0.m，下放一次为一个循环，循环进尺0.8m，每日1循环，循环产量为：Q=Lbβγc即Q=0.807.311.300.80=426(t)式中：Q---循环产量t；L---工作面长度m；β---煤层厚m；b---循环进尺m；γ---煤层容重t/m3；c---工作面回采80%。矿井年工作日330天，正规循环率按80%。计算则：年产量=426×1×330×0.80=112464t/a;月产量=412464÷12-9372t/月；日平均产量=9372÷27.5=341t/d;沿走向年推进度=0.8×330×0.80=211.2m/a;沿走向月推进度=211.2÷12=17.6m/月；五、采区、工作面回采率及材料消耗采区回采率75%，首采工作面回采率按工作面的实际情况定为80%。主要材料消耗指标：坑木12m3/万t炸药4000kg/万t雷管8000个/万t钢丝绳2500m/万t金属网200kg/万t

六、回釆工作面劳动组织，详见表3-1-2回采工作面劳动组织定员表定员定员出勤（人）合计在籍在籍工种一班二班三班系数人数打眼放炮、出煤工3339扩巷工33装架子、卧地沟铺芭、回棚子工224扩地沟、拆架子工224放煤工1113工作面运料工2226检修工33班长1113安全员1113合计111215381.350第二节采区布置一、移交生产和达到设计能力时的采区数目、工作面的位置该矿井设计生产能力为9万矿井投产一个采区、伪倾斜布置一个工作面即可达到设计生产能力。矿井投产工作面布置在+613m水平东翼A8煤层。采区尺寸、巷道布置矿井划分为一个中央采区，双翼回采，东翼走向长848m，西翼走向长550m。目前矿井在开采+653m水平东翼A8煤层，现运输水平标高为+653m，回风水平标高为+696m，阶段高度43°。矿井从+653m水平，在主井筒运输石门附近沿A8煤层伪斜布置采区运输下山至+613m水平，在副立井运输石门附近沿A8煤层伪斜布置采区轨道下山至+613m水平；在立风井附近，伪斜布置回风下山至+613m水平，在人行走巷附近，沿B8煤层"之"字型布置人行走巷至+613m水平，然后在+613m水平把四条下山巷道贯通。并形成完整的通风系统。掘进工作面位于+613m水平东翼运输顺槽和回风顺槽掘进工作面，巷道都采用梯形锚杆支护，掘进断面6.44m2，净断面5.72m2。掘进巷道采用锚网支护。三、采区运输方式及设备1、煤炭运输系统工作面煤炭运输系统为：工作面（搪瓷溜槽）→+618m水平A8煤层超前运输顺槽→溜煤眼→+613m水平A8煤层东翼运输顺槽→+613m水平井底车场煤仓→主立井→地面。2、材料运输系统副立井→+653m水平井底车场→+653m水平运输石门→A8煤层采区上部车场→采区轨道下山→+643mA8煤层轨道顺槽一回采工作面。四、采区通风和排水1、采区通风新鲜风流由副立井（主立井）→+653m水平井底车场→+653m水平运输石门→A8煤层采区上部车场→采区轨道下山→+613m采区下部车场→+613m水平A8煤层运输平巷→+618m水平A8煤层超前运输顺槽→回采工作面→+643m水平A8煤层工作面回风顺槽→回风上山→回风石门→回风上山→回风立井→地面。掘进面通风采用局部扇风机压入式供风独立通风系统。2、采区排水采掘工作面涌水流向和工作面运煤流向基本一致。流入到+613m水平采区车场水仓，由水泵房经采区轨道下山至副立井排至地面。3、采区主要设备详见设备配备表3-2-1。矿井达到设计生产能力时布置一个回采工作面和一个炮掘面矿井投产及达产时采掘设备配备表矿井投产及达产时采掘设备配备表序号序号设备名称型号功率KV电压V单位敉量备注采煤运输掘进备用合计1搪瓷溜槽1000X600(长X宽)节70210822柔性掩护支架架宽4m(八字形）架50050550局部扇风机FBD-№5.5660台1124煤电钻ZMS-12A1.2127台23275回柱绞车JH2-57.5660台116发爆器MFB-100个1347金属摩擦支柱MW2300/350根80201008金属铰接顶梁HDJA-1000根80201009刮板运输机SGB620/4030660台1110顺槽皮带运输机DTL-65/15/2*2244660台1111采区下山刮板运输机800/200/4040660台11第三节巷道掘进一、巷道掘进指标根据当地生产矿井的实际情况，结合矿井的掘进装备水平，巷道掘进指标如下：岩石平巷 80m/月煤层平巷 150m/月煤层斜巷 1000m/月硐室 300m3月二、掘进面个数和机械配备根据开拓布置和采区巷道布置，为保证正常回采工作面的接替，设计配备了两个掘进工作面。煤巷掘进工作面配MZ-12煤电钻、局扇、发爆器等设备。三、采掘比和矸石率矿井达到设计生产能力时共配备一个回采工作面，一个掘进工作面，采掘比为1:2，预计矿井生产期最大矸石率为3%。四、巷道断面和支护形式煤巷的断面形式主要为切圆拱形，主要支护形式采用锚网支护。井巷工程量汇总表3-3-1序号工程名称断面（m2)巷道长度(m）巷道体积(m)备注井巷工程1胶带机下山7.685646锚喷支护胶带机硐室80锚喷支护3通风平巷4.981679.68锚喷支护4集中煤仓2355采区轨道下山7.611049.5锚喷支护6绞车房硐室40锚喷支护7通风道、联络巷5.8352038回风下山7.666501.6锚喷支护小计3121834.78表3-3-2序号名称资源量(万t)可采期（a）备注开拓煤量准备煤量回采煤量第四章矿井通风与安全第一节、概况一、概况1、瓦斯根据新疆生产建设兵团发展和改革委员会文件兵发改能源〔2009〕502号文关于对农十二师104团煤焦厂矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定报告进行的批复，认定矿井绝对瓦斯涌出量为0.823m3/min，相对瓦斯涌出量为5.78m3/t，二氧化碳绝对涌出量0.53m3/min,二氧化碳相对涌出量为2.438m3/t，确定矿井属于低瓦斯矿井。2、煤层自燃由国家矿山安全计量站乌鲁木齐分站，对矿井煤层进行了煤层的自燃倾向性鉴定，A7煤的吸氧量为0.47cm3/g，A8煤的吸氧量0.44cm3/g，鉴定结果煤层属于较易自然发火煤层，发火期一般为3—6个月。煤层自燃倾向性鉴定结果见表4-1-1。煤层煤的吸氧量，01，干煤&自燃倾向性分类易自燃较易自燃不易自燃A70.47较易自燃A80.48较易自燃3、煤尘爆炸性根据新国家矿山安全计量站乌鲁木齐分站新矿〔集团）通安工贸公司煤尘爆炸鉴定报告：A7煤层煤尘的火焰长度150±50mm,煤层煤尘的火焰长度100±50mm，煤层均有煤尘爆炸危险性。详见表4-1-2。煤尘爆炸性试验报告试验工业分析爆炸试验水份(Mad）灰份(Ad)挥发份(Vdaf）火焰长度(mm)岩粉量(%)爆炸性结论A72.809.2538.2150±50有爆炸性A83.44.7337.94100±50有爆炸性4、地温根据对生产矿井的调查，在井田内及周围未发现高温区，井下温度一般为15匸左右。目前未发现有地温异常现象。5、地压跟据开采实际情况反映，井田各煤层无冲击地压危险性。矿井通风一、矿井的通风方式根据矿井的开拓方式，矿井的通风方式为中央并列式。主副立井进风，立风井回风。二、通风系统矿井通风容易时期矿井的通风系统为：新鲜风流由（主）副立井→+653m水平井底车场→+653m水平集中运输石门→采区轨道下山（采区运输下山）→采区下部车场→+613m水平东翼A8煤层运输平巷→通风行人上山眼→+618m超前运输顺槽→A8煤层回采工作面→+643m水平A8煤层东翼回风顺槽→回风上山→+653m水平运输顺槽→回风上山→+691m水平回风顺槽→回风上山→+703m水平集中回风石门→回风立井→地面。14N30=4X30=12025取A=6kgx6=150=366.88S5.82、1100xx14.67t78x14/（24x60）100xxQ60x0.25SQ选FBD-NOQ150S+653m4.5m2S4.5m2Q60x0.25S=150x1+15x4.5=217.5＞4N4＞4N=＞252525取A=3.6kg＞25A=25x3.6=90m3/min=217.5m3/min煤巷掘进最低风速：=217.5m3/min＞15S掘=15x4.5=67.5m3/min。7m3/minm3/minm3/min=m3/min；m3/minm3/min。矿通一矿通取〜矿通取〜矿通m3/min,(19m3/s)m3/minm3/minm3/min。m3/min。测点序号巷道名称巷道断面S需要风量m3/min备注1采区人行上山2.2140其它2A8煤层东翼回采工作面5.8400采煤工作面3A8煤层东翼掘进工作面4.52*300掘进工作面合计11401、矿井通风总阻力计算按下式计算-按下a：井巷摩擦阻力系数，N*S2/m4L：各井巷各井巷断面净周长，mS：各井巷净断：各井巷中流过的风量，m3/s局部阻力，；按总摩擦阻力的15%。矿井通风总阻力Hmin=399.85矿井等积孔按下式计算：A=1.19xQ/√H矿井等积孔，QH：矿井总阻力，矿井等积孔Amin=1.22m区段号巷道名称支护方式摩擦阻力系数巷道长度L(m)巷道净周长U(m)巷道断面S(㎡)风量Q(m3/s)风速(m/s)矿井通风阻力H(Pa)备注主立井圆形料石碹m水平井底车场半圆拱、锚喷3-4613m水平集中运输石门半圆拱、锚喷4-5613m运输平巷矩形锚网采区轨道下山半圆拱、锚喷采区车场半圆拱、锚喷7-8693mA,煤层一分段运输顺槽矩形锚网996A8煤层回采工作面悬移顶梁回风上山A8煤层一分段回风顺槽矩形锚网回风上山半圆拱、锚喷703m水平集中回风石门半圆拱、锚喷立风井圆形料石碹风硐半圆拱料石砌碹小计局部通风阻力矿井总阻力总1.15*H摩矿井等级孔4-2-2三、矿井反风采用扇风机反转方式进行反风。四、通风设施及防漏风措施1、通风设施为保证井下风流按设计路线流动，井巷中布置了完善的通风设施。风井井口及人行通道，设置正反方向风门，主要进、回风巷及行人的联络巷中设置双道风门；独立通风硐室，进、回风巷联络处及尽头等处均设置调节风窗，对风流进行控制和调节；对废弃巷道应按《煤矿安全规程》规定进行密闭。2、防止漏风措施由于本矿井初期为并列式通风方式，为防止矿井内、外部漏风，本设计要求生产管理中应按《规程》要求严格控制漏风，健全井下各通风设施的管理和维修制度。回采工作面停采后按要求进行密闭，尽量提高采空区的密实程度，有效阻止采空区漏风；通风设施受采动影响和人为损坏后应及时修复，防止风流短路和减少通风构筑物处漏风。同时，生产中应加强地面塌陷区的回填及井上下通风管理和监测，保证风流有序流动，风量风速满足"煤矿安全规程"要求。3、降低风阻措施优化井巷支护形式，改善巷道维护状况，要求采用先进的施工技术，降低巷道摩擦阻力系数，设计中尽量缩短风路长度，巷道断面确定在保证巷道风速为经济风速的前提下适当加大，同时应及时清除巷道中的废弃物，保持井巷畅通。五、矿井防灭火1、引起煤层自燃发火的主要因素根据煤层开采特点及有煤层自燃发火的生产矿井资料分析，煤层自燃主要发生在回采工作面采空区及采空区上部的氧化带、回采工作面上下隅角及高冒区。矿井开采采用放顶煤开采工艺，采空区自燃发火的危险性大，严重威胁矿井的安全生产。造成煤层自燃发火的主要因素有：（1）采用伪斜柔性掩护支架开采，由于煤层厚，采空区浮煤多，易氧化自燃；（2）由于架子下放困难，使工作面推进速度慢，易使采空区浮煤达到发火期。（3）采空区漏风易引起煤层自燃。2、确定伪倾斜柔性掩护支架工作面主要防灭火措施工作面存在多种发火因素，矿井能否安全回采，防灭火是关键之一。由于本矿工作面水平分层厚度大，采空区遗煤位置高，黄泥灌浆不易灌到遗煤顶部，不能有效地防治放顶煤工作面采空区火灾，如果加大灌浆量，则经济上不合理且对煤质造成很大影响。而采用适量的氮气注入采空区，则能迅速充满采空区氧化带的各个部位，降低采空区氧含量，惰化采空区，尤其是氮气比空气略轻，更能迅速降低采空区上部氧含量，有效抑制顶部浮煤自燃。根据新疆六道湾煤矿、甘肃省华亭矿区、淮南淮北矿区、铜川矿区等十多对矿井放顶煤工作面应用氮气防灭火的实践表明：氮气具有灭火速度快，既能防火，又能灭火，还能抑制瓦斯爆炸，无环境污染，对煤质无影响等特点。鉴于以上原因，确定本矿工作面采取以氮气防灭火为主，均压通风、注阻化剂、汽雾阻化等为辅，同时采用地表覆盖黄土压实灌浆和加强管理与监测并采用先进技术加快开采推进度的综合防灭火措施。氮气防灭火措施注氮量计算a、按充满采煤空间使达到惰化浓度Q=【A/（24t(ɡn1n2)】×（C1/C2-1)式中：A-年产量，t；t-t/mn2-%20.7%60000/24X330X28X0.9X08）｝20)=16.19m3/hQ=[A/(24tgn1n2）]x（C1/C3-1)4{60000/24X330X28X0.9X0.8}（20.8/4-134.34序号名称单位数量序号序号名称单位数量型号1电脑主机台27风电闭锁台62KJ78主控接口台18瓦斯传感器台83分站台39co传感器台84瓦斯断电仪台610风速传感器台45温度传感器台411风门传感器部86开停传感器部612项目单位综采工作面型号项目单位综采工作面型号输送能力电动机型号功率链速m/s中部槽规格表5-2-1项目单位项目单位综采工作面型号输送能力皮带宽度功率表5-2-2矿井地面现安装了四台变压器，其中地面用电设备供电变压器型号为S9-400/1010/0.4kv400kVA。其中两台井下用电设备供电变压器型号为39-315/1010/0.69^315^0矿井101^高压经39-400/1010/0.41^400^变压器降压后通过低压配电柜以380/220V电压供地面动力、照明用电。地面供电系统采用三相四线制式中性点接地系统，井下供电系统采用中性点不接地系统。地面低压变电所距主井口约30111。变压器露天台上架设，装设有防雷电装置。地面设有高低压配电柜。井下供配电1、下井电缆下井电缆为一回MYJV22-10003X95mm2L=420m。引自地面低压变电所，下井电缆经副立井井筒引至井下+613m水平采区变电所，供电电压0.69kv。2、井下配电系统井下设采区变电所一座。低压配电电压660V，选用矿用隔爆型真空馈电开关KBZ，具有漏电、漏电闭锁、过流、短路、失欠电压等项保护。手持式用电设备采用127V。为中性点不接地系统。手持式煤电钻采用822型矿用隔爆煤电钻综合装置配电，具有短路、过载、漏电保护及远距离控制功能。在采煤、掘进工作面分别设有配电点。掘进工作面的局部通风机采用专线供电。并能实现风、电、瓦斯闭锁。井下低压电缆选用MY-0.38/0.66和MZ-0.3/0.5型矿用阻燃橡套电缆。井下接地系统井下主接地极设在+613m水平水泵房的主副水仓中。接地极采用2块面积不小于0.75m2，厚为6mm的镀锌钢板，主副水仓中各一块。在机电设备处分别设局部接地极，局部接地极通过电缆的接地芯线、铠装电缆的金属铠装、机电硐室内的接地母线与主接地极可靠连接，形成不间断的井下接地网，从井下接地网上任意一点测得的接地电阻不得大于2欧。五、井下照明采区井底车场和机电硐室均设置固定照明。照明电源取自采区变电站。照明灯具采用DSG-20/127型矿用隔爆荧光灯，照明线路采用MVV-0.3/0.5型煤矿用阻燃电缆。六、监控、信号及通信1、安全监控矿井己安装了KJ78N型监测监控系统，并已经过升级改造，矿井的监测监控系统较为可靠。在掘进工作面设置风、电、瓦斯断电闭锁装置。在采煤工作面设置瓦斯报警断电装置。在地面调度室设置火灾预报束管监测系统，对井下发火地点进行实时监测，一旦某一点的有关指标达到或超过临界值，立即发出报警，采取措施，把火灾消灭在萌芽之中。2、信号在副立井设置KXT19型矿用PLC多功能提升信号装置，为转发信号系统。井底发来的信号，由井口转发给绞车房。通过规定的"打点"次数，达到传递信息的目的。提人、提物、检修相互闭锁。该系统具有数字和汉字双显示功能、信号指令间闭锁功能、信号与开车回路闭锁功能、双功扩音通讯功能、提人报警功能等项功能。在刮板运输机、调度绞车设置直通联络信号系统，通过规定的"打点"次数达到相互联络的目的。带式输送机采用BXK11型胶带机集中控制设备，该设备信号与控制设备配套使用，可集中监控转载机和皮带机。具有速度、温度、跑偏、满仓、断带、沿途停车等项保护功能。并可实现与工作面运输机的联动闭锁。3、通信由于矿井规模较小，将行政电话总机与生产调度电话总机合为一体，共用一台48门矿用程控调度总机。对外联络就近接入附近电信局电话系统。下井电话电缆采用2根各10对矿用电话电缆，分设在混合斜井井筒二侧，并设有联络电缆。当一条电缆出现故障时，可迅速转接，以保证井下主要电话用户通信不中断。地面各生产部门、行政管理部门、绞车房、通风机房等设施设置普通自动电话。井下采煤工作面、掘进工作面、采区变电所、装车站等处设矿用本安型电话。第五节煤的加工利用一、煤质及其用途各煤层精煤挥发分平均值为38.25-40.57%。，胶质层厚度(Y)值平均值为11.9-14.8mm,粘结指数A8号煤层为100，故均属气煤45（QM)，煤质为特低灰〜中灰煤（A7煤层有富灰见煤点)，特低硫、低磷、高发热量、高油，且粘结性较好的煤，可做动力用煤和低温干馏炼油用煤，可做民用之燃料，是较好的配焦煤。二、 煤的加工根据本矿目前生产情况、用户要求、工业广场地形条件，原煤采用滑坡仓筛分为±50mm两级，+50mm级在储煤场选矸。三、 地面生产系统1、工艺流程矿井井下的煤由主立井提至地面，将煤翻到固定筛上，被分成二级，0〜50mm级煤直接落地。由于本矿井可采煤层夹矸极少，且用炮采，预计原煤中含矸较少，故只在块煤储煤场设人工拣矸即可。2、主要设备选型a、工作制度地面生产系统工作制度为年330天，每天工作16h，不均衡系数取1.3，矿井生产系统处理能力为60kt/a，地面生产系统处理能力取25t/h。b、主要设备选型由于利用地采用滑坡仓筛分，减少了地面生产系统的设备费和运行费。主要的设备有：固定筛；ZL25型装载机等。3、地面排矸系统装满矸石翻斗车，人工推到卸矸段，卸入临时矸石场，然后用铲车式装载机装汽车外运。矸石用来填沟或平整场地。四、辅助设施1、矿井机修间（含电机车充电室）矿井机修间承担矿井机电设备的日常检修和维护大，中修和专用设备的修理外委。主要设备有：台式钻床、电焊机、砂轮机等。2、坑木加工房坑木加工房主要任务是加工坑木，主要设备有木工圆锯机，万能刃磨机等。3、煤样室及化验室为保证矿井生产的原煤及销售煤的质量，应进行煤质化验。考虑到本矿井井型较小，不宜单独设置煤质化验设施，宜委托有资质单位或上级批定的部门代为取样化验。第六章环境保护一、概述1、环境概况井田地形呈南高北低，西高东低，矿区地处准葛尔盆地南缘，天北北麓丘陵地带，多系低山，残山地带，海拔高度+896m-+1073m，最高点海拔为+1102m，南部主要煤层赋存地带为低山区，一般标高为十800-900m，地形平缓，总体地势是西高东低，向东倾斜，西部丘陵区已被夷平，东部低缓区时有塌陷坑分布其中。矿区范围内没有名胜古迹、自然保护区和风景旅游区、以及需要保护的野生动植物，也没有对环境比较敏感的村庄等居民点；地表为蒿草、低矮的牧草覆盖，是良好的牧场区。矿区范围内农业不发达，其附近以煤矿开采业为主。2、主要污染源及污染物的种类、名称、数量及浓度本矿井的设计生产能力为6万t/a，影响环境的因素基本不会改变，不会带来新的污染源和污染物，但污染源有所集中，污染的排放量会有所变化，主要污染源如下：(1）、大气污染源：大气污染源主要是锅炉排烟、地面生产系统产生扬尘，以及汽车运输扬尘。锅炉烟气中主要含烟尘和SO2等污染物，燃煤含硫量达0.29-0.54%。如果不采取脱硫措施，烟气中的SO2浓度难以满足锅炉烟气排放标准要求。（2）、水污染源：污水主要有矿井水和生活污水，矿井水产生量最大为240m3/d，主要污染物为SS，并且矿化度较高，生活污水产生量较小，主要污染物为SS、COD和BOD5（3)、固体废弃物污染源固体废弃物主要有：小火炉渣、生活垃圾及井下排出的