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山西大同大学毕业设计说明书(原一矿)

山西大同大学毕业设计说明书(原一矿)
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第一章 井田概况及资源整合前各矿现状 2
第一节 井田概况 2
第二节 资源整合前各矿现状 4
第二章 整合后矿井地质条件 8
第三章 井田开拓 18
第一节 资源整合前各矿开拓开采现状 18
第二节 井田境界及资源/储量 19
第三节 矿井设计生产能力及服务年限 22
第四节 井田开拓 22
第五节 矿井提升及井筒特征 27
第六节 井底车场及硐室 28
第四章 大巷运输及设备 30
第一节 运输方式选择 30
第二节 矿车 31
第三节 运输设备 32
第五章 采煤方法及盘区布置 33
第一节 采煤方法 33
第二节  采区布置 33
第三节 巷道掘进 35
第六章 矿井通风设计和安全措施 36
第一节 矿井通风条件概况 36
第二节 矿井通风系统 37
第三节 矿井风量计算 37
第四节 矿井总阻力计算 41
第五节  通风设备选型 52
第六节 安全技术措施及灾害预防 54
第七节 主要技术经济指标 58
参考文献  62
致    谢  63
第一章  井田概况及资源整合前各矿现状
第一节  井田概况
一、交通位置
本矿井为资源整合矿井,整合后的本矿井田地理座标为:
东经:113°08′21″—113°09′03″
北纬:40°08′35″—40°09′25″
井田范围由原大同市矿区原一煤矿、原二矿整合而成。整合后井田形状为一不规则多边形,其东西最长约1.5km,南北长0.86km,井田面积为0.7904km2,开采2号、3号煤层。
矿界拐点坐标(国家6°带座标)为:
点号            X             Y
1          X=4448603      Y=19682815
2          X=4448617      Y=19683615
3          X=4447950      Y=19683720
4          X=4447952      Y=19683812
5          X=4447834      Y=19683773
6          X=4447817      Y=19683629
7          X=4447737      Y=19683630
8          X=4447715      Y=19682340
9          X=4447916      Y=19682312
10         X=4447933      Y=19683037
11         X=4448044      Y=19683029
12         X=4448372      Y=19682878
13         X=4448393      Y=19682819
井田东西最长约1.5m,南北最宽约0.86m。
原一矿东距大同市直线距离约14km,南距109国道约2.5km,其间有简易公路,相通距里又宫矿工业广场约2 km,距庆民铁路装车站约3 km,交通运输较方便。
二、地形地貌
本井田地处晋北黄土高原,井田内为平缓的丘陵地形, 地貌类型以侵蚀的黄土梁、沟为主。区内地形比较复杂,总体地势水系为东高、西低,最高点位于井田东边,标高1330m,最低点位于西部,标高1229m,相对高差101m。
三、水系
本区属海河流域,永定河水系,桑干河支系。
井田内无常年性河流,有沟谷但平时干涸无水,唯雨季时才有洪水从沟谷中流出,汇入十里河。
十里河为本区最大河流,位于井田南部,为长年流水之河流,全长74km,流经本区50km,流域面积达1210 km2。
四、气象与地震
本区属高原地带,半干旱大陆性季风气候,风沙严重,春季干旱雨缺,夏季炎热多雨,秋季温度适中,冬季寒冷。
本区属高原地带,半干旱大陆性季风气候,风沙严重,春季干旱雨缺,夏季炎热多雨,秋季温度适中,冬季寒冷
1、气温
气温一般较低,以年温差与日温差大为特点,年平均气温为5.1℃,最高温度约39℃,最低温度在-35℃,季度温差和昼夜温差显著。
2、降水量
年降水量分布极不均匀,暴雨强度大,多集中在7、8、9三个月,约占年降雨量的80%,历年中最大降水量为579.0mm,最小降水量为212.8mm。平均年降水量为384.0mm,
3、蒸发量
历年年蒸发量在1664-2105mm之间,平均为1847mm,其中5-7月份蒸发量最大,约占全年蒸发量的50%-60%,蒸发量大于降雨量。
4、风
本地区向来以风沙多而著称,大风天气多集中于冬春季节。平均每年有风天气达302天(日平均最大风速≥5m/s),其中大风天气167天(日平均最大风速>8m/s),4、5月是大风最多月份,最大风速达22m/s。
5、湿度
历年各月平均绝对湿度1.0-17.8mbar,各月平均相对湿度为31-74%,历年最大绝对湿度27.8 mbar,最小绝对湿度0.1 mbar。
6、冻土
历年冻土月份为11月至次年3月,最长可至4月份,最大冻土深度156cm。
7、积雪
时间为11月至次年3月,最大积雪深度22cm。
根据 《中国地震烈度区划图》,本区地震基本烈度为7度,对应的地震动峰值加速度为0.15g。
第二节  资源整合前各矿现状
整合前井田内分布的矿井为大同市矿区一矿和二矿。
一、大同市矿区一矿
一矿属集体企业,2003年10月经山西省国土资源厅以1400000331179号采矿许可证批准开采侏罗系大同组2-1号、2-3号、3号煤层,生产规模90kt/a,矿区面积0.5018km2,采矿许可证有效期2003年10月至2006年10月。
矿区范围拐点坐标(国家6°带座标)为:
点号              X                   Y
1             X=4448617           Y=19683615
2             X=4447950           Y=19683720
3             X=4447933           Y=19683037
4             X=4448044           Y=19683029
5             X=4448372           Y=19682878
6             X=4448393           Y=19682819
7             X=4448603           Y=19682815
开采深度由1006m至952m标高。
井口坐标(国家6°带座标)为:
主井:  X=4447675.00  Y=19683141.00    H=1243.51
副井:  X=4447759.22  Y=19683136.46    H=1235.64
该矿于1992年建设,1994年投产,原设计生产能力90kt/a,实际生产能力90kt/a。批准开采侏罗系大同组2-1号、2-3号、3号煤层,曾开采3号煤层,2-1号、2-3号煤层未采。
该矿3号煤层部分采空,2-1、2-3号煤层未采,查明资源/储量2431kt,动用资源/储量473kt,现保有资源/储量1958kt,因参与资源整合,该矿已停产。
见一矿采掘工程平面图。
二、大同市矿区二矿
原二矿位于矿区南部,属集体企业,现有山西省国土资源厅颁发的《采矿许可证》,其证号为1400000330304,批准开采2-3、3号煤层;山西省煤炭工业局颁发的《煤炭生产许可证》,其证号为X040202-12Y1,批准开采2号煤层。证件有效期自2003年6月至2006年6月止。井田面积0.2887 km2,矿井年设计生产能力为6万吨,原核定年生产能力为12万吨。
井田范围由下列6个拐点坐标连线圈定(6°带)
点号             X                    Y
1             X=4447715            Y=19682340
2             X=4447737            Y=19683630
3             X=4447817            Y=19683629
4             X=4447834            Y=19683773
5             X=4447952            Y=19683812
6             X=4447916            Y=19682312
开采深度由1120m至950m标高。
该矿2号煤层南部只有一个回采面已采空,大部分为一矿的采空造成的蹬空区。详见二矿采掘工程平面图。
根据整合后矿井的生产能力、开拓方式、采煤方法,整合后,两矿可利用的井巷见表1-1,可利用的主要设备见表1-2。
整合后能利用的井巷断面特征表     表1-1


名 井筒
名称 井口坐标 井口
标高
(m) 井筒
倾角
(°) 井筒 井筒(巷)
净宽
(m) 断面
形状 井筒(巷)
断面
(m2) 支护
方式
  X Y   垂深/斜长
(m)    

矿 主斜井 4447675 19683141 1243.51 25 658 2.8 半园拱 6.4 局部砌碹
 副斜井 4447759.22 19683136.46 1235.64 28 600 2.6 半园拱 5.31 局部砌碹
 转载皮带斜巷    18 90 2.8 半园拱 6.4 局部砌碹
 3号层盘区运输巷      3.0 矩形 6.3 锚杆
 3号层盘区回风巷      3.0 矩形 6.3 锚杆




矿 主斜井 4447295.84 19683527.86 1257.49 26 648 2.6 半园拱 5.69 局部砌碹
          
 2号层盘区运输巷      3.0 矩形 6.3 锚杆
 2号层盘区回风巷      3.0 矩形 6.3 锚杆


整合后能利用的主要设备明细表       表1-2
矿名 使用地点 设备名称 型号 功率(Kw) 数量 备注
一矿 主斜井井口 提升绞车 GKT2×20-1.5 180 1 
 地面变电所 变压器 S7-315/6  2 
 副斜井井口 通风机 FBCZ-№17 75 1 
 井下水泵房 水泵 25-30×10
D12-25×12 45
30 1

二矿 主斜井井口 提升绞车 JTP1.6 130 1 
 地面变电所 变压器 S7-500/10
S7-315/10  1

 井下水泵房 水泵 D12-25×12 30 3 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 


第二章  整合后矿井地质条件
一、矿井地质条件
(一)地层
井田内多为黄土掩盖,基岩仅出露于井田内东部,根据以往地质资料,井田内发育地层由老到新为:寒武系、侏罗系下统永定庄组、中统大同组、云冈组,第四系中上更新统。井田内地表出露地层主要为侏罗系中统云冈组和第四系中上更新统。现自下而上叙述如下:
  (一)寒武系(ε)
1、下统(ε1)
岩性为砖红色泥岩、紫红色页岩、紫红色角砾状白云岩。
2、中统(ε2)
岩性为青灰色中—厚层状鲕粒灰岩夹泥岩。
3、上统(ε3)
岩性为灰色薄层状灰岩、中厚层状白云岩,夹竹叶状灰岩。            
(二)侏罗系(J)
1、下统永定庄组(J1y)
地表未出露。由灰紫、灰黄等杂色粉砂岩、砂砾岩、砂质泥岩、砂岩等组成,底部砂砾岩为K8标志层,本组厚78.4-119.8m,一般97.5m,与下伏地层呈明显的角度不整合接触。
2、中统大同组(J2d)
地表未出露。岩性为灰、深灰色粉砂岩、细砂岩、砂质泥岩、粗砂岩及煤组成,厚度127.4-224.85m,平均188.50m,底部灰白色含砾粗砂岩K11为本组标志层,与下伏地层呈整合接触。
3、中统云冈组(J2y)
井田的东部有出露。岩性为白色、灰白色中、粗粒砂岩,斜层理、交错层理发育,上部由紫色、紫红、灰绿色砂岩、粉砂岩及砂质泥岩组成,本井田厚230-320m,一般厚250m,底界为K21标志层,与下伏地层为平行不整合接触。
(三)第四系(Q)
中上更新统(Q2+3)
广布于梁峁及沟谷两侧,上部为浅黄、褐黄色松散状黄土,即马兰黄土;下部为亚粘土、亚砂土,厚0-10.50m,一般厚7.2m与下伏地层呈角度不整合接触。
(二)构造
本井田位于大同煤田的东北部, 井田内基本上为一单斜构造,地层走向近于南北向,倾向西,倾角一般5-14°左右,地质构造简单。
井田内有一正断层,断层走向NE向,断层倾向SE,倾角70°,断距2.0m。
井田内未发现陷落柱,也未发现岩浆活动。总体上来说,地质构造简单。
二、煤层及煤质
(一)含煤性
本井田含煤地层为侏罗系中统大同组,平均厚188.50米。岩性为灰色、深灰色粉砂岩、细砂岩、砂质泥岩、白色中粗粒砂岩及煤层。砂岩中水平层理和交错层理发育,为一套陆相含煤沉积。含煤10层,编号为2-1、2-3、3、4、7-1、7-2、8、11-3、12、12-2号煤层,其中可采煤层共5层,即2-3、3、7-1、11-3、12-2号,其余为不可采煤层可采。煤层总厚度为11.04m,含煤系数5.90%。本组所含的煤层,厚度变化小,比较稳定。该井田批采的2-3、3号煤层为稳定可采的煤层,11-3、12-2号煤层的资源属于同煤集团,而不属于本矿资源,根据矿方提供资料,11-3、12-2号煤层均未开采。
(二)可采煤层
2-3号煤层:上距云冈组底界砂砾岩0-18.20m左右。煤层厚0.71-2.87m,平均2.12m。
3号煤层:全井田均有分布,煤层稳定可采,是大同组上部较厚的一层煤层,上距2号煤23.15-27.43m,平均24.98m,煤层结构简单,在所赋存区域内厚度变化较小,煤层厚2.33-3.35m,平均2.83m,该煤层一直是本矿的主采煤层。
11-3号煤层:上距8号煤层26-41m,平均33m,煤层厚1.45-2.78m,平均2.15m。煤层偶含一层夹石,厚0-0.3m,平均0.15m。
12-2号煤层:位于大同组底部,下距K11砾岩8-15m,平均14.5m,该煤层结构复杂,含0-5层夹矸,煤层较厚,一般为0.46-1.95m,平均1.57m。(见可采煤层特征一览表)
批采的2-1、2-3、3号煤层,为稳定型,结构较简单,且大部分可采。
可采煤层特征一览表      表2-1
煤层
编号 煤层厚度(m) 煤层间距(m) 煤层结构 稳定性 可采性 顶底板岩性
 最小-最大
平均 最小-最大
平均    顶板 底板
2-3 0.71-2.87
2.12 
23.05-27.43
24.77 简单 稳定 部分
可采 粉砂岩 砂质泥岩粉砂岩
3 2.33-3.35
2.83  简单 稳定 全区
可采 粉砂岩 砂质泥岩
  22.10     
7-1 0.61-2.00
1.49  简单 稳定 部分
可采 细砂岩 粉砂岩
       
11-3 1.45-2.78
2.15 55.05 简单 稳定 全区
可采 细砂岩 细砂岩
       
12-2 0.46-1.95
1.57 50.30 复杂 稳定 部分
可采 粉砂岩
砂质泥岩 砂质泥岩

(三)煤层对比
大同侏罗系地层为陆相沉积,岩性变化大,标志层不甚明显,煤层层数多,且多为中厚和薄煤层,煤层间距不十分稳定,因此,给煤层对比工作带来了一定的困难,但我们已认识到煤层对比在地质工作中的主要性,所以引起了足够的重视。现将本井田煤层对比的情况简述如下:
1、主要煤层的存在:2-1号煤层位于大同组的顶部,与云冈组底砂砾岩相距1.5m左右,层位稳定,易于识别;2-3号煤层上距云冈组底界砂砾岩0—18.20m,平均6.97m。煤层厚0.73—2.87m,厚度及层位稳定,易于识别;3号煤层是大同组上部较厚的一层煤层,上距2号煤层23.15—27.43m,平均23.93m,煤层结构简单,在井田内厚度变化小,故易于识别。
2、标志层的存在:云冈组基底砂砾岩或砾岩,(K21)厚度一般为6-10m,砾大如拳,多为燧石及石英质,砾石呈灰圆状或次棱角状,胶结较坚固,为对比上部煤层的主要标志,其次在3号煤层的上部普遍的发育着一层砂岩带,一般厚度在10m以上。除此而外,接近大同组基底发育着数层褐灰色鲕状砂质页岩,为下部不再含煤之特征。
3、层间距之稳定性:整个大同北部煤田侏罗系煤系地层,煤层的层间距十分稳定,如2-3~3号煤层一般为25m,最大到30m。上述煤层之层间距,虽然有所变化,但也有限且有规律可寻,这样给煤层对比工作带来了有利条件。
(四)煤层顶底板条件
1、2-1号煤层直接顶板为浅灰色粉砂岩,含植物化石碎片,厚度约为1.5m左右。老顶为含砾粗砂岩,钙质胶结,较硬。厚度约为5-10m,底板为浅灰色粉砂岩,含植物化石。
2、2-3号煤层的直接顶板为浅灰色粉砂岩。含植物化石,厚度约为4.01m左右。底板为灰色砂质泥岩,含大量煤屑,水平层理。
3、3号煤层,伪顶为灰色薄层细砂岩,含大量煤屑,水平层理,局部赋存,厚度0-0.2m,直接顶板为灰色粉、细砂岩互层,水平层理,较硬。厚度5-8m。老顶为灰色砂质泥岩,水平层理发育,较硬,厚度15-19m。
底板为深灰色砂质泥岩,顶面平整,易于管理。未发生底鼓。
(五)煤质
井田内2-1号煤表面为黑色,以玻璃光泽为主,油脂光泽为辅,断口棱角状、贝壳状及阶梯状,质较硬、性脆,内生裂隙发育,有时可见黄铁矿结核。
2-3号煤表面为黑色,以玻璃光泽为主,油脂光泽为辅,断口棱角状、贝壳状及阶梯状,质较硬、性脆,内生裂隙发育,有时可见黄铁矿结核。
3号煤表面为黑色,以玻璃光泽为主,油脂光泽为辅,断口棱角状、贝壳状及阶梯状,质较硬、性脆,内生裂隙发育,有时可见黄铁矿结核。
宏观煤岩类以半亮型煤—光亮型煤为主,半暗型煤次之。宏观煤岩成份以亮煤为主,次为暗煤,少量镜煤。煤层具有均匀的条带状结构。
2、 化学组成、工艺性能
根据山西省煤炭工业厅综合测试中心对原一矿、二矿提供的鉴定报告,其原煤工业分析指标见表1-3。
煤质特征表        表2-2
矿名 煤层号 水分
Mad/% 灰分
Ad/% 挥发分
Vadf/% 硫
St,d/% 发热量
Qb,daf 焦渣特征
CRC 比重
TRD
一矿 3# 2.92 5.15 31.57 1.19  4 1.32
轰脊梁矿 2# 2.86 7.41 23.24 0.54  2 1.32
        
    3、煤的风化和氧化
根据钻孔煤芯煤样化验资料和该矿开采揭露情况,井田内未见到2-1、2-3、3号煤层风化、氧化现象。
4、煤类及工业用途评价
1)煤类
根据《中国煤炭分类国家标准》GB5751—86标准,以浮煤挥发分(Vdaf)为主要指标,参考粘结指数(GR.I)、胶质层厚度、Y值(mm)为辅助指标,确定井田2-1、2-3、3号煤层煤类均为不粘煤。
2)煤的可选性
本次报告没有收集到浮沉试验报告,现根据相邻的《晋华宫矿地质报告》中用±0.1含量法评价可选性的结论认为:本井田煤层的可选性按±0.1含量法评价,如指定精煤灰分为6.0%时,分选比重±0.1含量一般低于10.0%,可选性等级为极易选。
3)用途
该井田煤质特点为:特低灰,特低灰—低硫,特低—低磷,较高发热量,弱粘结性,富油煤。开采多年,一直为我国优质动力用煤,并且可供气化,高炉喷吹使用,随着今后用煤技术不断发展,本井田煤炭将会有更多的用途。
三、瓦斯、煤尘、自燃性、地温
1.瓦斯
据大同市安全生产监督管理局同安监安字[2005]159号文件《关于对矿区大北沟等煤矿二00五年度瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》,二矿开采2号煤层,瓦斯相对涌出量4.64m3/t,绝对涌出量0.58 m3/min。为低瓦斯矿井。一矿开采3号煤层,瓦斯相对涌出量2.67m3/t,绝对涌出量0.5 m3/min。为低瓦斯矿井。
由于本井田含煤性好,含煤系数高,岩性、岩相在横向比例上稳定,以及水文地质条件简单,矿井涌水量小,加之离矿区不远处为压性逆断层构成封闭型,这些因素都为瓦斯的赋存提供了良好条件,因而给矿井生产埋伏了隐患。临近晋华宫煤矿自开采以来,多次发生大量瓦斯涌出,有积水时产生水沸腾似的喷出现象,本区域的煤矿至今已有几次瓦斯爆炸事故发生,因此要加强瓦斯监测工作,严格遵照《煤矿安全规程》,从通风管理上采取措施,防止瓦斯聚集;当发生瓦斯积聚时,必须及时处理。为煤矿安全生产提供保障。
2.煤尘、自燃倾向性
根据山西煤炭工业局综合测试中心检验报告(2001年): 一矿开采3号煤层,火焰长度〉400mm,岩粉用量75%,有煤尘爆炸危险性;吸氧量0.8413m3/g,自燃等级Ⅰ级,自燃倾向性属容易自燃。
根据山西省煤炭工业厅综合测试中心的测试报告(2003年):二矿开采2号煤层,火焰长度30mm,岩粉用量30%,有煤尘爆炸危险性;吸氧量0.8826m3/g,自燃等级Ⅰ级,自燃倾向性属容易自燃。
各煤层发火期一般为4个月。
矿井必须建立完善的洒水防尘系统。必须及时清除巷道中的浮煤,清扫或冲洗沉积煤尘,定期撒布岩粉;定期对主要大巷刷浆。矿井每年应制定综合防尘措施,完善预防和杜绝煤尘爆炸的管理制度,并组织实施,防范煤尘爆炸事故发生。
通过调查本矿采矿区内没有火区,但煤层在开采过程中如果采空区滞留煤量较多,后若不能及时密闭,加上构造裂隙和采空塌陷勾通地表,氧源充足,不易散热,有自燃发火趋势,因此在开采容易自燃煤层的矿井,必须采取综合预防煤层自燃然发火的措施。如发生火区必须注明所有火区及曾经发火的地点。每一处火区都要按形成的先后顺序进行编号,建立火区管理卡片,绘制火区位置关系图,并和火区管理卡必须永久保存。
3.地温
本地区生产矿井中未发现地温、地压异常现象,采掘过程中不会受热害影响。在以后日常矿井地质工作中,做好地温、地压的观测测试,为采掘布置提供依据。
四、井田水文地质
本区为山区,地表出露有侏罗系中统云岗组,地表水量不大,煤系地层基岩风化壳潜水与地表水沟通,水量很大,水文地质条件简单。
1、地表水
本区位于大同煤田的东北部,属十里河水系,地表覆盖薄,属典型的低山丘陵地貌,黄土覆盖率低,植被稀少,降水少且强度集中,不利于大气降水的入渗补给,区内无地表水体,奥灰岩溶不甚发育。区内支沟由北向南流入十里河,常年为干沟,雨季排泄地表水。较大的沟为杏山沟,沟谷呈树枝状分布,地表迳流主要来源于雨季山洪瀑发,且时间短暂,雨后排泄很快,入渗量小。最高洪水位线为1257m,从矿井近年来开采的情况看,地表水的补给量甚微,未发现有富水强的含水层,对煤层开采无影响。
总观井田内部大范围地下补给来源贫乏,岩石含水性从上至下逐渐变弱,中深部、深部地层含水性极弱,水文地质条件简单。故井田水文地质类型为简单类型。
2、井田内含水层
1、侏罗系下统永定庄组砂岩裂隙含水层
岩性由灰色、灰白色碎屑岩组成,裂隙不发育,富水性弱。
2、侏罗系中统大同组砂岩裂隙含水层
岩性由灰色、灰白色碎屑岩组成,裂隙不发育,富水性弱。
3、侏罗系中统云冈组砂岩裂隙含水层
岩性由紫红、灰绿、灰白色碎屑岩组成,裂隙不发育,富水性较弱。
4、风化壳裂隙含水层
主要由基岩风化物组成,埋深30-70m,岩石节理裂隙发育,岩石破碎,富水性中等-强,河成阶地单位涌水量0.2-1.88L/s.m,河谷两岸台地上涌水量相对较小,单位涌水量0.03-0.235Ls/.m,富水性弱-中等。
5、第四系松散孔隙含水层
位于河谷两岸一二级阶地及河漫滩,厚0-20m,主要为砂砾石层,单位涌水量1.21-9.47L/s.m,富水性强,但十里河、口泉河沿河谷两岸因矿坑排水影响,已成为渗漏性河谷,冲积层水位较深,富水性弱-中等。
3、隔水层
为煤系地层(大同组)砂岩裂隙含水层间的隔水层,由泥岩、砂质泥岩和煤层组成。其间夹有粉砂岩和细砂岩透镜体,厚度3-30m,它们夹在各层砂岩含水层之间,构成平行复合结构,起层间隔水作用。
六、矿井充水因素分析及水害防治
(一)矿井充水因素分析
井田范围内2-1、2-3、3号煤层,随着其开采,煤层间夹的中厚层砂岩,其裂隙水会涌入矿井,成为煤层开采的主要充水因素。其次为2-1、2-3、3号煤层上覆煤层采空区积水,随开采裂隙进入矿井。
(二)突水原因分析与预测
 1、断层
井田内有1条正断层,开采后断层导水裂隙易沟通支沟与矿井水力联系。支沟虽平时无水,但洪水期流量仍十分可观,当向该断层方向掘进时,尤其是雨季,随时观测矿井涌水量的变化,提前进行探放水,以防煤层开采引发顶板冒落而产生导水裂隙与该支沟沟通,使其在洪水期倒灌井田,造成不必要的损失。
2、采空、古空区积水
本井田内的原矿井经过多年的煤炭开采,均有一定的采空区,据矿上有关技术人员分析介绍,3号煤层在巷道掘进时井下没有淋水,采空区内也没有积水存在,只是在井田的西部采空区内有一少部分积水,预计为7916m3,现在矿上正在抽水。
古空区积水对本矿井下开采也具有一定的威胁,从目前调查情况看,未发现古空区,但由于古窑的开采历史久远,隐蔽性强,较难发现,可能还会有隐蔽的古窑,古空区内若有积水,在采掘过程中一但构成联通,就会有大量的古空区积水涌入井下,在这方面应给予足够的重视。因此在今后的采掘工作中必须坚持做到“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的工作原则和“防、堵、疏、排、截”五项综合治理措施,以杜绝突发的水灾事故的发生。
本矿自建井以来没有受到过各种水害影响,从原矿井排放水设施上看,基本可满足矿井生产上的防治水需求,但绝不可麻痹大意,还必须要按照《规程》要求尽快解决存在的问题。
(三)井田水文地质类型
大同煤田侏罗系大同组地层内部岩层平缓,均以胶结致密的碎屑岩和泥岩组成,再加上地质构造简单,难以构成地下水和地表水的水力联系,地下水补给来源贫乏,岩石富水性从上到下逐渐变弱,水文地质条件尚属简单。本矿井水文地质条件从属于区域水文地质条件,根据《矿井水文地质规程》该矿井水文地质类型为简单型。
(四)矿井主要水害类型及防治水措施
1、矿井主要水害
本矿主要水害类型为本矿及周边矿井的采空区、古空区积水以及断层水。
2、防治措施
(1)地表水的防治工作,从历年最高洪水位线分析,本井田在杏山沟里最高洪水位线标高为1257m,现有井口均远离此沟,不存在洪水淹井现象发生,但也决不可麻痹大意,一但遇到罕见的降水,引发山洪瀑发,高于井口,就会造成淹井事故发生,因此,在井口有效位置应修筑防洪堤坝,防患于未然。另外,还应加强坡体治理工作,平整、加固坡体面,建造分流水渠,防止滑坡现象发生。
(2)断层及采动裂隙涌水是威胁本矿生产的主要水害之一,在本井田内目前虽然没有发现有较大的断层,也没有断层水涌入矿井的现象,但也决不可麻痹大意,在今后的开采时一但遇到较大的断层,尤其是本井田内煤层赋存较浅,采空区面积随开采时间而扩大一但发生采动诱发的采空区大面积坍塌,造成顶板大面积的裂隙发育,在雨季期间很容易引发地表水涌入井下的突发性水害发生,因此,在采掘布置上一定要留有足够的保安煤柱,在采掘过程中要制定确实可行的探放水措施及防灾救灾应急预案,确保安全生产。
(3)在生产过程中,进一步查明积水情况,为矿井防治水工作提供依据。
(4)及时充填地表塌陷区或地表裂缝,防止洪水沿导水裂隙溃入井下。
(5)如有发现透水预兆(挂红、挂汗、空气弯冷、雾气、水叫、顶板淋头水、加大顶板来压、底板结膨胀、产生裂隙、出现渗水、水色发浑有臭味等症状时),必须采取相应的措施。
(6)进一步查明井田含水层厚度、岩性、富水性、水质、补给、迳流、排泄条件,以及含水层间的水力联系,查明隔水层厚度,岩性分布情况。
(7)水淹区必须标出探水线位置,采掘到探水线位置时必须探水前进,否则不能进行采掘。
(8)水淹区域面积水面以下采掘时,必须编制详细的探放水规程,采掘必须在排除积水以后进行。
(9)在相邻矿界的分界处必须留有隔离煤柱。
(10)必须定期收集、调查和核对相邻煤矿和废弃的老窑情况,并在井上、下工程对照图上标出开采范围,开采年限、积水情况。
(11)必须针对主要含水层(段)建立地下水动态观测系统,进行地下水动态观测、水害预测分析,并制定相应的“防、堵、疏、排、截”五项综合治理措施。必须作好水情、水害分析预报,坚持做到“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的探放水原则,确保煤矿安全生产。
(五)矿井涌水量及预算
1、矿井历年涌水量
1)根据近年来矿井实际观测资料分析。矿井涌水量与煤炭产量、开采面积、巷道长度关系不大。涌水的原因主要是采空区积水未及时抽放而为。
2)矿井涌水量与大气降水成正比关系,只是在雨季时,受大气降水的影响水量增加,旱季则相应减少。
2、矿井涌水量
经调查,3号煤层矿井最大涌水量不超过50m3/d,一般为30m3/d,日产原煤250吨煤,吨煤含水系数最大涌水量不超过0.24m3/t,一般为0.12m3/t。

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

第三章井田开拓
第一节 资源整合前各矿开拓开采现状
一、一矿
该矿利用一对斜井开拓,主斜井落底于3号煤层,井口坐标为:X=4447675,Y=19683141,H=1243.51m,井筒斜长658m,净宽2.8m,净断面积6.4m2,倾角25°(局部22°),半圆拱荒料石砌碹,装备GKT2×20-1.5型提升绞车串车提升,电动机功率180 kW,担负全矿井煤炭提升、辅助运输、进风任务兼安全出口;副斜井落底于3号煤层,井口坐标为:X=4447759.22,Y=19683136.46,H=1235.64m,井筒斜长600m,净宽2.6m,净断面积5.31m2,倾角28°(局部30°),半圆拱荒料石砌碹,作为专用回风斜井,担负全矿井回风、行人等任务兼安全出口。通风方式为中央并列式,风机工作方式为抽出式,副斜井井口安装两台通风机,一台运行,一台备用,工作扇型号为BK40-No15型,功率37kW;备用扇型号为FBCZ-No17型,功率75kW。副井井底设有水仓,安装三台水泵,工作泵型号为25-30×10,功率45kW;工作泵型号为D12-25×12,功率30kW;检修泵型号为25-30×10,功率45kW,水仓容积150 m3,经副井敷设φ54mm排水钢管两趟,直接排出地面,排水能力20 m3/s。
矿井原采3号煤层,井下现已准备出北一盘区和北二盘区,采煤方法为短壁刀柱炮采,盘区巷为锚杆支护,采掘面为木支柱支护顶板。采区布置为前进式,回采工作面为后退式。
矿井运输方式为轨道运输方式,采掘面煤炭采用JD-11型或JD-25型调度绞车接力牵引0.75t“V“型矿车通过顺槽和盘区巷运至主井井底车场,最后由主井的串车提升至地面。
该矿北部、南部局部已采空。
二、大同市矿区二矿
该矿利用一对斜井开拓,主斜井落底于2号煤层,井口坐标为:X=4447295.84,Y=19683527.86,H=1257.49m,井筒斜长648m,净宽2.6m,净断面积5.69m2,倾角26°(局部25°、24°),半圆拱荒料石砌碹,井口装备JTP-1.6型提升绞车串车提升,电动机功率130 kW,担负全矿井煤炭提升、辅助运输、进风任务兼安全出口,副斜井落底于2号煤层,井口坐标为:X=4447290.64,Y=19683370.26,H=1256.67m,井筒斜长430m,净宽2.6m,净断面积5.69m2,倾角26°(局部25°、24°),作为专用回风斜井,担负全矿井回风、行人等任务兼安全出口。通风方式为中央并列式,风机工作方式为抽出式,副斜井井口安装两台BK54-No11型通风机,功率30kW,一台运行,一台备用。副井井底设有水仓,安装三台12D-25×12型水泵,电动机功率均30kW,水仓容积150 m3,经副井敷设φ50mm排水钢管两趟,直接排出地面,排水能力125 m3/s。
矿井原采2号煤层,井下现已准备出两条盘区巷,采煤方法为短壁刀柱炮采,采掘面、大巷均为木支柱支护顶板。采区布置为前进式,回采工作面为后退式。
矿井运输方式为轨道运输方式,采掘面煤炭采用JD-11.4型或JD-25型调度绞车接力牵引1t“U”型矿车经盘区巷运至主井井底车场,最后由主井绞车提升至地面。
该矿中部局部已采空。
第二节井田境界及资源/储量
一、井田境界
整合后井田面积0.7904km2,开采2-3、3号煤层。整合后范围由以下13个拐点坐标连线圈定(国家6°带)
点号            X             Y
1          X=4448603      Y=19682815
2          X=4448617      Y=19683615
3          X=4447950      Y=19683720
4          X=4447952      Y=19683812
5          X=4447834      Y=19683773
6          X=4447817      Y=19683629
7          X=4447737      Y=19683630
8          X=4447715      Y=19682340
9          X=4447916      Y=19682312
10         X=4447933      Y=19683037
11         X=4448044      Y=19683029
12         X=4448372      Y=19682878
13         X=4448393      Y=19682819
井田东西最长约1.5m,南北宽约0.86m。
整合后在批采的2、3号煤层范围内无小煤矿生产,周边为大同市青磁窑煤矿、榆涧煤矿和晋华宫矿,均为生产矿井,至今未发现越层越界开采现象。
二、资源/储量
1. 资源储量估算范围
本次估算2-3号、3号煤层,整合范围以山西省煤炭资源整合和有偿使用领导组办公室晋煤整合办核[2006]36号文件核准的(包括原一矿、二矿,整合后矿区总面积为0.7904Km2)范围减去采空区的面积。
2.工业指标确定
井田号2-1、2-3、3号煤层均为不粘煤,属非炼焦用煤,根据中华人民共和国地质矿产行业标准《煤、泥炭地质勘查规范》(DZ/T0215--2002)参与资源储量估算的煤层必须满足:
1、煤层最低可采厚度:0.8m;
2、最高灰分Ad:40%;
3、最高硫分St,d:3%;
4、最低发热量(Qnet,d):17.0MJ/kg
根据现有资料,井田2-1、2-3、3号煤层上述各项工业指标均在限定范围之内。
3.资源/储量估算方法的选择及其依据
本井田地质构造简单,煤层倾角为5-14°,平均8°,因此资源/储量估算方法采用地质块段法。即采用煤层伪厚及水平投影面积估算。
计算公式为:Q=S×H×d/1000
式中:Q — 块段资源储量(kt)
S — 块段水平投影面积(㎡)
H — 块段煤层平均厚度(m)
D — 煤层视密度(t/m3)
4.资源/储量估算结果
全井田动用储量588kt,现保有资源量3722kt,累计查明资源储量4310kt,(详见附表3-1)。
资源储量估算结果汇总表
                                       表3-1
煤层
编号 煤类 资源储量(kt)
  111b 333 现保有 采空区 累计查明
2-3 BN 1313 35 1348 17 1365
3 BN 2374  2374 571 2945
2-3+3 合计 3687 35 3722 588 4310
5.可采储量
本井田开采时工业场地、井筒、井田境界、蹬空区等均留设保安煤柱。可采储量通过下式计算:

式中:ZK——矿井可采储量,万吨;
Zg——矿井工业储量,万吨;
P——固定煤柱损失,万吨;
C——采区回采率,薄煤层取85%,中厚煤层取80%,厚煤层取75%。
矿井永久煤柱及开采损失为1394kt,可采储量合计1862.4kt。
各煤层可采储量详见汇总表3-2。
矿井可采储量汇总表      表3-2
煤层 保有储量
(kt) 保安煤柱(kt) 回采率
(%) 可采储量
(kt)
  大巷(盘区)
计50% 保安煤柱资源储量 合计  
2 1348 158 399 557 80 632.8
3 2374 214 623 837 80 1229.6
合计 3722 372 1022 1394  1862.4

三、安全煤柱及各种煤柱的留设
井田内需留设永久安全煤柱的有:村庄、井田境界、井筒;其它需留设煤柱的有:工业场地、大巷、采区隔离煤柱等。
地面建(构)筑物(公路、村庄等)工业场地、井筒安全煤柱的留设按《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》的有关规定留设。围护带宽度,考虑到建筑物位置的误差按15m计算。岩层移动角:表土段取45°,岩层水平移动角δ取72°,上山移动角γ取72°。
煤柱留设宽度,井田境界煤柱留20m,大巷之间及两侧各留20 m,斜井井筒落底见煤处一侧留30m。
第三节 矿井设计生产能力及服务年限
一、矿井工作制度
根据《煤炭工业设计规范》,矿井设计年工作日330天,每天三班作业,其中两班生产,一班准备,净提升时间为14小时。
二、矿井设计年生产能力
资源整合后矿井生产规模为210 kt/a。报告考虑到煤层赋存条件、资源/储量、地质及水文地质条件、开采技术条件、装备水平、煤炭外运条件、煤质及市场供需情况、企业经济效益、投资偿还期等诸因素,结合分析后,认为井型确定为210 kt/a是可行的。
三、矿井服务年限
矿井服务年限按下式计算:

式中:T——矿井服务年限,年;
ZK——矿井可采储量,万吨;
A——矿井设计生产能力,万吨/年;
K——储量备用系数,取K=1.35。
第四节 井田开拓
一、井田开拓方案
1.井筒、工业广场位置的选择
井口位置的选择综合考虑以下因素:
1、要有足够的场地,便于布置地面生产系统及其工业建筑物及构筑物;
2、有较好的工程地质和水文地质条件;
3、便于矿井供电、给水和运输,便于建设排矸设施的地点;
4、井筒位置高于当地最高洪水位;
5、能充分利用地形,使地面生产系统、工业场地总平面布置合理,使平整场地的工程量小;
6、少占耕地,少压煤。
该矿资源整合前,原一矿、二矿均有一对斜井,工业场地及配套设施均已具备,本次资源整合设计,选用三个井筒进行开拓(理由详见本节后叙述),按照以上工业场地选择原则,考虑到原两工业场地距离较近,本设计将原两工业场地均采用,其中:原一矿工业场地为整合后主工业场地,原二矿工业场地为整合后辅工业场地。从而满足21万t/a矿井生产能力的需求。
2.水平划分
根据地质报告,2、3号煤层平均间距约为24.77m。2号煤层南部部分采空,北部局部为蹬空区,大部分未采;3号煤层大部分已采空,井下开拓大巷均已形成,且井底煤仓上口已在2号煤层内,为联合开采创造了条件,故本次设计将该矿批采的2号、3号两层煤划分为一个水平开采,水平设在3号煤层,标高为+989m。
3.煤层开采顺序
本矿井资源整合后一个水平开采2号、3号两层煤,在可采区域,煤层的开采顺序为从上到下,盘区内区段的开采顺序为后退式。考虑到早投产,本次设计选择2号煤层不可采区域下的3号煤层北一盘区为首采盘区。该盘区开采结束后,然后依次开采2号煤层、3号煤层各盘区。
4.井田开拓方案
该矿整合前,原一矿两斜井落底于3号煤层,原二矿两斜井落底于2号煤层,本次整合后利用原一矿主斜井作为皮带斜井,副斜井作为专用回风斜井,原二矿主斜井作为辅助提升斜井,同时,副井报废。本着投资少、投产快、安全、可行的原则,确定以下开拓方案:
由于落底于2号层的副井井底下部3号煤层已采空,无法直接延伸至3号煤层,故从副井井底沿城路沟井筒延伸方向开掘两条集中巷道,即:2#层集中轨道巷、2#层集中回风巷,轨道巷通过2#-3#暗斜井至3#煤层巷道,回风巷通过2#层回风绕道直接与回风斜井连通。
在2#层北部沿东西向布置两条盘区巷道,即:盘区轨道巷、盘区回风巷,盘区轨道巷直接与2#层集中轨道巷相通,并于主井井底煤仓相通,盘区回风巷直接与2#层集中回风巷相通,从而将2号煤层划分为南盘区、北盘区两个盘区,走向长壁式推进开采,详见图3-1所示。
3#煤层北部原巷道已部署完毕,只是在南部需新开掘一条轨道巷,与原有一条巷道共同开采南部煤炭,从而将3#煤层划分为北一盘区、北二盘区、南盘区三个盘区开采,形成较为完整、经济的生产系统。
二、井口数目和位置
该矿整合前一矿、二矿均有一对斜井,通过实地勘察和计算,两矿主井井筒断面小,且均为单钩串车提升,远远不能满足整合后21万t/a生产能力的需求,考虑到原一矿主井落底于3号煤层,且井筒较直、坡度基本相同,故本设计选择本井筒作为整合后的主斜井,布置胶带输送机,担负煤炭运输任务;为减少投资,原二矿主井作为整合后的副井,单钩串车提升,担负辅助提升任务;原一矿副井已落底于3号煤层,故本设计选择本井筒作为整合后的回风斜井,担负全矿井的回风任务。利用主、副斜井及回风斜井三个井筒开采全井田各煤层,所形成的开拓方式为斜井开拓。
三、主要运输大巷及总回风道的布置和位置
依据所选方案一所述,本次资源整合后,从副井井底沿城路沟井筒延伸方向开掘两条集中巷道,即:2#层集中轨道巷、2#层集中回风巷,轨道巷通过2#-3#暗斜井至3#煤层巷道,回风巷通过2#层回风绕道直接与回风斜井连通。
四、建(构)筑物、水体、铁路安全煤柱留设
矿井工业广场安全煤柱按其轮廓线外推10m为维护带,再以45°安全角下切第四系至基岩,再以75°安全角下切至各煤层底板得出。
本井田范围内无其它建(构)筑物、水体及铁路。


图3-1  2号煤层开拓平面图
图3-2  3号煤层开拓平面图

 

第五节 矿井提升及井筒特征
一、资源整合前各矿的提升设备情况
该矿资源整合前原二矿主井采用JTP-1.6型提升绞车单钩串车提升,一矿主井采用GKT2×1.5-20型提升绞车单钩串车提升。资源整合后,一矿主井作为整合后主井,但由于其提升能力不能满足21万t/a的需求,故改为深槽胶带输送机提升,二矿主井作为整合后副井,其运输方式可不变,由于资源整合后需提人,原提升绞车不能采用,但可采用原一矿GKT2×1.5-20型提升绞车。
二、主井提升设备
本设计主斜井采用深槽式胶带输送机提升。
主要参数指标:选用带宽B=800mm,带速V=1.6m/s的ST1250输送带;滚筒直径D =800mm;功率选用55kw×2,电动机型号为YB250M-4,电压380/660V;逆止器NF200。胶带输送机综合保护装置KJ50。
三、副井提升设备
副斜井除作为矿井的一个进风井外,主要担负矿井的辅助材料、设备及工作人员的升降任务。
资源整合的副斜井为二矿的主斜井,其井筒、坡度为26°,井筒斜长648m。采用斜井串车提升方式。经计算选原一矿安装的 GKT2-1.5/20型单滚筒绞车,可以满足矿井整合后的提升要求。
四、井筒装备及布置
矿井移交生产时,全井田共布置三个井筒,全部利用现有井筒。
主斜井(原城路沟主斜井):装备胶带输送机,铺设行人台阶和扶手,担负全矿井煤炭提升任务,兼做进风和安全出口。
副斜井(原红脊梁主斜井):装备提升绞车,铺设轨道,设置行人台阶和扶手,担负全矿井材料、设备、矸石及人员提升任务,兼作进风和安全出口,入井电缆及管路沿该井筒敷设。
回风斜井(原城路沟副斜井):装备矿井主要通风机,设置行人台阶和扶手,担负矿井回风任务,兼做安全出口。
井筒参数及装备见表3-3。井筒断面及其特征详见巷道断面图。
井 筒 特 征 及 装 备 表   表3-3

号 井筒名称
项目 主斜井 副斜井 回风斜井
1 井口坐标 纬距 (m) 4447675 4447295.84 4447759.22
  经距 (m) 19683141 19683527.86 19683136.46
2 井口标高      (m) +1243.51 +1257.49 +1235.64
3 井筒方位角    ( ° ) 200° 143° 198°
4 井筒倾角      ( ° ) 25° 26°° 28°
5 井底见煤标高  (m) +989.12 +1006 +980
6 井筒长度      (m) 658 648 600
7 井筒支护形式 砌碹 砌碹 砌碹
 断面形状 半圆拱 半圆拱 半圆拱
 净宽(直径)  (m) 2.8 2.6 2.6
 净高         (m) 2.6 2.5 2.4
 净断面积     (m2) 6.4 5.69 5.31
8 装配设备 深槽强力皮带 提升绞车 对旋轴流式通风机
五、井壁结构
主斜井:荒料石砌碹,半圆拱断面。
副斜井:荒料石砌碹,半圆拱断面。
回风斜井:荒料石砌碹,半圆拱断面。
各井筒断面详见巷道断面图。
第六节 井底车场及硐室
一、井底车场形式
井底车场利用现有的副井在2#层的井底平车场。
二、空重车线长度
副斜井装备单钩串车,担负矿井材料、设备、矸石、人员的提升任务,井下辅助提升量不大,经计算,确定空重车线长度均为25m。
三、井底车场硐室名称及位置
本次设计在副斜井井底处布置中央变电所、水泵房、管子道、等候室、主副水仓等硐室,各硐室布置严格按《煤矿安全规程》的有关规定进行设置。主副水仓容量分别为200m3、100m3,当一个水仓清理时,另一个水仓能正常使用,并根据《煤矿安全规程》在水仓进口处设篦子。水仓的空仓容量必须经常保持在总容量的50%以上。
在北一盘区巷东部设置消防材料库及爆破材料发放硐室。
1、煤仓容量
现主斜井井底设有井底煤仓,煤仓容量400t。资源整合后,矿井设计生产能力210kt/a,煤仓容量满足要求。
2、水仓容量
由于矿井正常涌水量为3.5m3/h<1000m3/h,水仓容积应符合V≥8Qn要求。
8×Qn=8×3.5=28( m3)
而实际水仓容量300 m3>28m3,满足《煤矿安全规程》要求。
四、井底车场主要巷道和硐室的支护方式及支护材料
井底车场巷道和硐室均采用半圆拱断面,车场巷道、消防材料库、等候室、信号室、采用锚杆支护,爆破材料发放硐室、主变电所、水泵房等硐室采用混凝土砌碹支护。
井底车场巷道及硐室工程量见下表3-4。
    井底车场巷道及硐室工程量表    表3-4
序号 项目名称 煤岩类别 支护形式 长度(m)
硐室(m3) 掘进体积(m3) 断面(m2) 备注
      净 掘进 
1 副井井底车场 煤 锚喷支护 49.9 588.8 8.24 9.39 
2 爆破材料发放硐室及通道 煤 锚喷支护 107.6 516.48  4.8 
3 消防材料库 煤 锚杆支护 50 50   
4 水泵房 煤 砌碹支护 20.8 265.2 9.31 12.75 
 水泵房通道 煤 锚喷支护 52 386.1 6.3 7.4 
5 管子道 岩 锚杆支护 6.8 54.4 5.9 8.0 
6 主变电所及通路 煤 砌碹支护 15 198 10.0 13.2 
7 水仓及通路 岩 砌碹支护 174.4 1240 5.13 7.11 
8 信号室、等候室及医务室 煤 锚喷支护 353.8 353.8   
9 合计    3652.78   


第四章 大巷运输及设备
第一节 运输方式选择
一、井下煤炭运输
1.煤炭运输方式
调度绞车牵引矿车具有投资少,对沿煤层起伏布置的巷道变化适应性强,机动灵活,适应运量少,运距短的生产特点。本次设计考虑到该矿煤层倾角较小、矿井生产能力为21万t/a,本着节约投资,设计大巷主运输维持原调度绞车牵引矿车的轨道运输方式。
2.煤炭运输系统
回采工作面(可弯曲刮板输送机)→运输顺槽(刮板输送机)→北一盘区巷(调度绞车串车)→盘区集中煤仓→转载皮带斜巷(胶带输送机)→井底煤仓→主斜井(胶带输送机)→地面生产系统。
掘进煤运输系统:掘进工作面(调度绞车串车)→北一盘区巷(调度绞车串车)→盘区集中煤仓,进入矿井运煤系统。
二、辅助运输
本矿井井下运输距离较短,设计大巷辅助运输采用调度绞车牵引1t系列矿车运输。
3.运矸系统
局部掘进矸石(调度绞车牵引矿车)→ 盘区轨道巷(调度绞车牵引矿车)→暗斜井井底平车场→2#-3#材料暗斜井→2#层轨道集中巷→副斜井井底平车场→副斜井→地面→汽车集中排弃。
4.盘区辅助运输系统
副斜井→副斜井井底平车场→2#层轨道集中巷→2#-3#材料暗斜井→暗斜井井底平车场→ 盘区轨道巷(调度绞车牵引矿车)→轨道顺槽→回采工作面。
三、主要运输巷道断面、支护方式、坡度及钢轨型号
矿井整合前已有巷道断面均为矩形断面,净断面6.3m2,采用锚杆支护或木支护形式,本设计要求资源整合后,逐步将原木支护段逐步替换为金属棚式支护。新掘的2#层集中轨道巷、2#层集中回风巷均为矩形断面,净断面6.3m2,采用锚杆支护形式,当地质条件不好时,矿方根据具体条件采用砌碹支护。
由于煤层倾角不大,设计主要巷道基本沿煤层起伏变化坡度,盘区轨道巷道按铺设双轨来设计,轨型选择22kg/m。

第二节 矿车
资源整合后,大部分均采用原有矿井矿车,适当增加一些材料车、平板车,各类矿车规格特征见表4-1。矿井达到设计生产能力时各类矿车数量见表4-2。
矿 车 规 格 特 征 表
  表4-1
矿车名称 矿车类型 容积
(m3) 载重(kg)
名义载重 外形尺寸(mm) 轨距 轴距 自重
    长 宽 高   
固定矿车 MG1.1-6B 1.1 1000 2000 880 1150 600 550 592
0.75吨矿车 MF0.75-6B 0.75 700 1832 992 1239 600 600 520
材料车 MC1-6A  1000 2000 880 1150 600 550 511
平板车 MP3-6A  1000 2000 880 410 600 550 482
平板车 MP16-6A  16000 2700 1200 300 600 1000 811
斜井人车 XRC15-6/6S 15人  4540 1520 1538 600 1300 2200
斜井人车 XRC15-6/6W 15人  4540 1520 1538 600 1300 2200

矿井达到设计生产能力时各类矿车数量表
  表4-2
矿车名称 矿车类型 矿车数 备 注
固定矿车 MG1.1-6B 24 井上下矸石及材料运输
0.75吨矿车 MF0.75-6B 60 掘进工作面运煤
材料车 MC1-6A 10 地面至井下运料
平板车 MP3-6A 5 地面至井下运送设备
平板车 MP16-6A 3 地面至井下运送大型设备
斜井人车头车 XRC15-6/6S 1 
斜井人车尾车 XRC15-6/6W 1 
   
第三节 运输设备
首采工作面运输顺槽运煤采用两部型号为SGB630/40的刮板输送机,盘区轨道巷采用调度绞车接力牵引串车运煤,转载皮带斜巷选用DTⅡ800/40型皮带输送机运输;掘进工作面运输采用0.75吨V型翻斗车,将掘进煤运至盘区集中煤仓后侧翻。井下辅助运输运送矸石采用1吨U型固定矿车;运送材料时矿车选用MC1-6B型材料车,运送设备时选用MP1-6B型平板车,运送大型设备时选用MP16-6A型平板车。
一、3号层盘区转载皮带斜巷皮带机
根据实际情况以及有关技术数据,选用的皮带机型号为DTⅡ型固定式钢架落地皮带机,输送带类型为阻燃抗静电。
根据上述计算初选固定胶带输送机DTⅡ800/40型,功率40kW。
二、3号层盘区轨道巷运输选型
设计3号层盘区大巷运输采用JD-11.4调度绞车牵引1t系列矿车把煤运到盘区煤仓,轨型22kg/m,轨距600mm。

 

 

 

 

 

 

 

第五章 采煤方法及盘区布置
第一节 采煤方法
一、采煤方法
1.首采3号煤层煤层赋存情况
3号煤层:全井田均有分布,煤层稳定可采,是大同组上部较厚的一层煤层,上距2号煤23.15-27.43m,平均24.98m,煤层结构简单,在所赋存区域内厚度变化较小,煤层厚2.33-3.35m,平均2.83m,该煤层是本矿的主采煤层。
2.3号煤层顶、底板条件
3号煤层伪顶为灰色薄层细砂岩,含大量煤屑,水平层理,局部赋存,厚度0-0.2m,直接顶板为灰色粉、细砂岩互层,水平层理,较硬。厚度5-8m。老顶为灰色砂质泥岩,水平层理发育,较硬,厚度15-19m。底板为深灰色砂质泥岩,顶面平整,易于管理。未发生底鼓。
3.采煤方法
根据该矿实际情况调查,为减少投资,考虑到本矿生产能力小、地质条件简单等因素,本次资源整合设计选用轻型支架梁综合机械化采采煤方法。
二、工作面回采方向与超前关系
根据开拓部署,3号煤层首采北一盘区,工作面推进大体沿倾斜方向推进。由于工作面煤层为中厚煤层,一次采全高,不存在超前关系。
第二节  采区布置
一、移交生产和达到设计生产能力时的采区数目、工作面生产能力
该矿生产能力为210kt/a,按照“一井一面”要求,矿井移交生产时,布置一个北一盘区,一个801回采面,两个掘进面。
根据循环进度、工作面长度等对工作面产量进行计算得工作面生产能力为242kt/a。
掘进煤量按回采煤量的10%计算,则矿井生产能力为:
Q矿=1.1 Q采=1.1×242=266.4 kt/a
经计算3号煤年生产能力266.4kt/a;
满足矿井生产能力210kt/a要求。
二、煤层分组、分层关系及开采顺序
井田内可采煤层共有含煤10层,编号为2-1、2-3、3、4、7-1、7-2、8、11-3、12、12-2号煤层,其中:可采煤层共5层,即2-1、2-3、3、11-3、12-2号,其余为不可采煤层,该矿批采2号、3号两层煤,划分一个水平开采。
生产中除3号层北一盘区上方2号煤层不可采,可先采3号层外,其余盘区应按从上到下顺序依次开采2号和3号煤层。
三、采区尺寸、巷道布置
根据井田开拓方案,首采区布置在井田3号煤层北一盘区,其具有煤层赋存条件好、便于快速达产的优点。北一盘区回采工作面采用倾斜布置。盘区长约372.2m,宽约209m。
北一盘区盘区巷道大致沿煤层走向布置,回采工作面运输顺槽和回风顺槽大致沿煤层倾向布置。运输顺槽直接与北一盘区运输巷连接;回风顺槽与北一盘区回风巷相联。
北一盘区内回采工作面采用后退式开采,区段也后退式开采。
达到设计生产能力时采区工作面特征见表5-1。
达到设计能力时采区工作面特征表   表5-1
采区 煤层 工作面装备 采高(m) 长度(m) 年推进度(m) 年生产能力
(万t)
北一盘区 3号 刮板输送机 2.63 100 673 21.0
四、盘区车场、装车点
该盘区巷为轨道运输,工作面运输顺槽为刮板机输送机运输,本设计要求在工作面顺槽口设存车线,长度为18m,两端安设渡线道岔,以满足生产要求。
五、采区煤流、辅助运输系统、通风及排水系统
1、煤流系统
3号煤工作面:工作面可弯曲刮板输送机→顺槽刮板运输机→3号煤北一运输巷(矿车)→盘区集中煤仓→皮带转载斜井(皮带输送机)→井底煤仓→主斜井带式输送机升井。
掘进煤在盘区用矿车盘入盘区集中煤仓。
2. 辅助运输系统
地面矿车→副斜井→2#层集中轨道巷→2#-3#暗斜井→北一盘区运输巷→各使用点。
3. 通风系统
3号煤工作面的风流方向:主要新鲜风流→副斜井→2#层集中轨道巷→2#-3#暗斜井→北一盘区运输巷→3号煤工作面运输顺槽→工作面→回风顺槽→北一盘区回风巷→3号煤层回风绕道→回风斜井→地面。
4. 排水系统
3号煤回采工作面顺槽、掘进工作面→北一盘区运输巷→井底水仓→副井排水管路→地面井下水处理站。
当工作面排水由于高差不能实现自流时,可采用潜水泵将涌水排至井底水仓。
第三节 巷道掘进
一、巷道断面和支护形式
矿井开采的2号煤层大部为新掘巷道,3号煤层大部分为已掘巷道,设计轨道运输巷净断面均为6.3m2,回风巷净断面均为6.0m2,均为矩形断面,锚杆支护(原为木支护的应替换为锚杆或棚式支护)。设计工作面运输顺槽净断面7. 8m2,轨道顺槽净断面6.3m2,两顺槽均采用矩形断面,锚杆支护。工作面开切眼为矩形断面,采用锚杆和戴帽点柱临时支护。
二、巷道掘进进度指标
根据掘进工艺、设备、劳动组织及设计规范确定掘进进度指标如下:
半煤岩大巷:250m/月
硐室及交岔点:400m3/月
半煤岩顺槽:350m/月
三、掘进工作面个数及装备
根据回采工作面的推进度、巷道掘进进度,为确保工作面的正常接替,配备了2个掘进工作面。
顺槽掘进工作面主要配备ZMS-12A型湿式煤电钻、EZ2-2.0岩石电钻、MAZ-200型探水钻、JBT52-2型局部扇风机等。

第六章 矿井通风设计和安全措施
第一节 矿井通风条件概况
一、瓦斯
据《关于对矿区大北沟等煤矿二0一0年度瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》,二矿2号煤层瓦斯相对涌出量4.64m3/t,绝对涌出量0.58 m3/min。为低瓦斯矿井。一矿3号煤层瓦斯相对涌出量2.67m3/t,绝对涌出量0.5 m3/min。为低瓦斯矿井。
由于本井田含煤性好,含煤系数高,岩性、岩相在横向比例上稳定,以及水文地质条件简单,矿井涌水量小,加之离矿区不远处为压性逆断层构成封闭型,这些因素都为瓦斯的赋存提供了良好条件,因而给矿井生产埋伏了隐患。临近晋华宫煤矿自开采以来,多次发生大量瓦斯涌出,有积水时产生水沸腾似的喷出现象,本区域的煤矿至今已有几次瓦斯爆炸事故发生,因此要加强瓦斯监测工作,严格遵照《煤矿安全规程》,从通风管理上采取措施,防止瓦斯聚集;当发生瓦斯积聚时,必须及时处理。为煤矿安全生产提供保障。。
由上对资源整合的矿井鉴定结果知,该矿瓦斯属低瓦斯矿井。但临近晋华宫煤矿自开采以来,多次发生大量瓦斯涌出,有积水时产生水沸腾似的喷出现象,至今已有几次瓦斯爆炸事故发生,故开采时应引起高度重视,加强瓦斯监测工作,以防瓦斯事故的发生。
二、煤尘、煤的自燃倾向性
根据山西省煤炭工业厅综合测试中心出具的《煤尘爆炸自燃倾向性鉴定报告》, 本矿新编11号煤层火焰长度>400mm,岩粉用量65%;由于该矿未采14#煤层,取邻近的印子沟煤矿资料,该矿14号煤层火焰长度>65mm,岩粉用量45%,故该矿属有爆炸危险性矿井。
根据山西省煤炭工业厅综合测试中心的测试报告(2003年):二矿2号煤层,火焰长度30mm,岩粉用量30%,有煤尘爆炸危险性;吸氧量0.8826m3/g,自燃等级Ⅰ级,自燃倾向性属容易自燃。
各煤层自燃发火期均在3个月以上,故煤层在开采和堆放时要注意防范发火。
三、地温
据该矿井下调查,未发现地温、地压异常现象,故本井田应属于地温、地压正常区。
第二节 矿井通风系统
一、通风方式及通风系统
依据井田开拓部署,矿井移交生产时共布置有三个井筒,即主斜井、副斜井和回风斜井。盘区为专用回风巷。
矿井通风方式采用中央并列式,利用主、副斜井进风,回风斜井回风,机械抽出式。
二、风井数目、位置、服务范围及服务时间
全矿井设1个回风井,回风斜井位于主斜井的东南侧,服务于全矿井;风井服务时间等同于矿井服务年限。
三、掘进通风和硐室通风
回采工作面采用U型全负压通风,掘进工作面采用局扇压入式通风。
井下爆炸材料发放硐室、中央水泵房、暗斜井绞车房、盘区绞车房和井下变电所均采用独立通风。
第三节 矿井风量计算

一、矿井风量计算
矿井总需风量,为各用风地点配风量的总和,再乘以风量分配不均匀系数。各用风地点包括采煤工作面、掘进工作面、机电硐室及其它用风地点。根据《煤矿安全规程》第103条的规定,各用风地点的配风标准按下列要求分别计算,并取其中最大值作为各用风地点的配风标准。
1.按井下同时工作的最多人数计算

式中:Q——矿井总供风量,m3/min;
  N——井下同时工作的最多人数;
  K——矿井通风系数,取1.25;
  4——每人每分钟供风标准,m3/min/人。
2.按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算

式中:∑Q采——采煤工作面实际需风量总和,m3/min;
∑Q掘——掘进工作面实际需风量总和,m3/min;
∑Q硐——独立通风硐室实际需风量总和,m3/min;
∑Q它——除采掘硐室外其它需风量总和,m3/min;
3.工作面需风量计算
1)按CH4(或CO2)涌出量计算

式中:Q采——采煤工作面需风量,m3/min;
q采——采煤工作面绝对瓦斯涌出量,取两矿最大值0.58m3/min;
  Kc——采煤工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数,取1.6。
2)按工作面同时工作的最多人数计算

式中: nc——采煤工作面同时工作的最多人数;
  4——每人每分钟供风标准,m3/min。
3)按工作面气温、风速等劳动条件计算

式中: Vi——回采工作面温度适宜风速,取1.0m/s;
 Sc——回采工作面平均有效断面,该工作面为(4.3+3.5)×2.63/2=10.3m2;
  Kl——工作面长度系数,取1.0;
4)按炸药使用量计算
          Q采=25Ac =25×6=150 m3/min
式中:Ac—采煤工作面一次使用最大炸药量,取Ac=6kg
5)依据以上几方面的计算,取最大值,确定炮采工作面的配风量为:
Q采={92.8,80,615.4、150}max=615.4m3/min
由上计算该矿采煤工作面需风量为615.4m3/min,并结合本矿实际和同类工作面的配风经验,确定炮采工作面的配风量为620m3/min。
6)按风速进行验算
根据《煤矿安全规程》规定,按采煤工作面最低风速0.25m/s,最高风速为4m/s的要求进行验算:

回采面风量满足风速要求。
4.掘进工作面需风量计算
1)按CH4(或CO2)涌出量计算

式中:Q掘——掘进工作面需风量,m3/min;
  q掘——掘进工作面绝对瓦斯涌出量,按最大取0.58m3/min;
  Kd——掘进工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数,取2.0。
2)按炸药使用量计算

式中:A——掘进面一次爆破所用的最大炸药量,kg;本矿实际测定值为A=2kg。
3)按局扇实际吸风量计算

式中:Q局—掘进工作面局部通风机额定风量,m3/min;根据局扇型号确定,JBT-52型,11kW,
Q局=200 m3/min。
      —掘进面同时运转的局部通风机台数,本矿为2台;
       S——掘进工作面断面,7.8m2。
4)按工作面同时工作的最多人数计算

式中: nj——掘进工作面同时工作的最多人数;
  4——每人每分钟供风标准,m3/min。
根据以上四个方面工作面需风量的的综合计算,取其中的最大值作为该矿按掘进工作面的需风量,则该矿每个掘进工作面的需风量为:
Q掘={96,50,517,48}max=517m3/min
即该矿两个掘进工作面需风量取为517m3/min。
5)按风速进行验算
根据《煤矿安全规程》规定,按最低、最高风速0.25m/s≤V掘≤4m/s的要求进行验算:
因该矿掘进均为煤巷,故按以下进行验算:

满足风速要求。
5.硐室需风量
矿井独立通风硐室有井下爆炸材料发放硐室、中央水泵房、暗斜井绞车房、盘区绞车房和井下变电所,根据经验配风,需风量分别取60 m3/min。
6.井下其它需风量计算
巷道尾巷配风60=120 m3/min。
7.确定矿井总需风量

式中:∑Q采——采煤工作面实际需风量总和,m3/min;
∑Q掘——掘进工作面实际需风量总和,m3/min;
∑Q硐——独立通风硐室实际需风量总和,m3/min;
∑Q它——除采掘硐室外其它需风量总和,m3/min;
  K——矿井通风系数,取1.20。
则:

矿井总需风量为30.0m3/s。
二、风量分配
根据计算的矿井总风量30.0m3/s,在正常通风情况时,风量分配风量分配见表6-1。
矿井各用风地点风量分配表
单位:m3/s  表6-1
序号 用风地点 配风量 个数 总风量 备注
1 回采工作面 11 1 11 
2 掘进工作面 5 2 10 
3 暗斜井绞车房 1.5 1 1.5 
4 井下爆炸材料发放硐库 1.5 1 1.5 
5 井下变电所 1.5 1 1.5 
6 中央水泵房 1.5 1 1.5 
7 盘区巷尾巷 1.5 2 3.0 
 合  计   30.0 
第四节 矿井总阻力计算

一、矿井阻力计算
矿井通风负压按下式计算:

式中:h——矿井通风负压,Pa;
α——巷道摩擦阻力系数,N·S2/m4;
L——巷道长度,m;
P——巷道周界长度,m;
Q——巷道通过的风量,m3/s;
S——巷道净断面面积,m2。
矿井通风容易时期为开采2号层南盘区801工作面,经计算负压为702.6Pa;矿井通风困难时期为开采3号层南盘区南808工作面,经计算负压为1244.5Pa。详见矿井通风容易时期和困难时期平面示意图6-1和图6-2。
通风容易时期和困难时期负压计算见表6-2和表6-3。
二、矿井通风等积孔(A)计算
容易时期:

困难时期:

计算结果,矿井容易时期和困难时期等积孔均在1~2之间,表明矿井在通风通风难易程度均为中等。
三、井下通风设施及构筑物
建立通风系统,除了要有巷道和风机设备以外,还须在井上下适宜的地点,安设必要的通风构筑物,引导、隔断和控制风流,保证风流按照需要,定向、定量地流动。
主要的通风构筑物有:
(一)风门
该矿井有人、车通行,但需隔断风流的巷道中均安设有齐全的风门。风门均安装有联锁装置,使两道风门不能同时打开,以防风流短路。为防止漏风,风门设置主要采取如下措施:
1、安设风门地点前后5m内支护完好,无空帮空顶。
2、门垛四周掏槽,槽深在煤中不小于0.3m,在岩石中不小于0.2m;门垛厚不小于0.45m。门垛上的电缆和管道孔要封堵严密。如有水沟,要在水沟中设反水弯。风门木板厚不小于30mm,门板要错口接缝。
3、风门迎风开启,使门扇与门框紧密贴合。门扇与门框接触处应做成沿口,并设衬垫。门扇向关门方向倾斜80~85度。
4、风门至少设两道,风门之间的距离在人工推车时不小于5m,在绞车运输时不小于一串车长度,而且车辆的出入不能影响风门的开关。
5、主、副立井之间和主要进、回风巷之间,需要使用的联络巷中,安设两道正向和两道反向的风门,防止在反风时风流短路。
6、避免在弯道或倾斜巷道中设置风门,如果必须设置,应设专人管理,并有防止矿车或风门碰撞人员以及矿车碰坏风门的安全措施。
(二)密闭墙
在不允许风流通过,也不需要行人行车的巷道中设置密闭墙,将风流截断。为防止瓦斯自采空区向工作区扩散也须设置密闭墙。按密闭墙的结构及服务年限不同,分为临时性密闭墙和永久性密闭墙。永久密闭墙用混凝土、料石等建筑,砂浆抹缝,在进风巷一侧墙面抹上砂浆;临时密闭墙用木板及黄泥建筑。
本矿井采区准备巷联络横贯的两端设两道永久性密闭墙,与采空区相连的巷道设一道永久性密闭墙。
要求:
1、密闭墙两帮、顶、底需掏槽,槽深在煤中不得小于0.3m,岩石中不得小于0.2m。
2、用不燃性材料建筑,墙无裂缝、无漏风。
3、墙内外5m内支架良好。
4、永久性密闭墙装设U型放水管。
(三)风桥
在进、回风巷道交岔地点,为了避免风流短路,应设置风桥,使进、回风隔开。根据风桥的位置和风桥周围巷道关系,有条件的情况下尽量采用跨巷风桥,无法施工跨巷风桥时再采用普通风桥,风桥上方巷道尽量采用锚喷支护,跨巷风桥与下方巷道之间的净岩柱厚度以满足不漏风为前提,一般不小于3m,跨巷风桥两端与回风巷采用流线型连接。普通风桥下方巷道两帮料石砌筑、顶板采用工字钢水泥背板支护,一般工字钢采用单双交替布置,避免风桥上方黄土夯实时将水泥背板损坏。为防止漏风,风桥两头起坡巷道底板应铺不小于600mm厚的黄土,风桥桥面所铺的黄土层厚度也不小于600mm,均夯实以减少漏风。
要求:
1、风桥用不燃性材料建筑成流线型,两侧巷道坡度不应大于25º,结构坚固。
2、要风桥断面积不小于原巷道断面的80%,砌墙厚度不小于300mm,掏槽深度同主要风门。
3、风阻要小。
4、漏风小,桥下巷道前后5m支架需加固。
(四)调节风门(窗)
用增加局部阻力的方式来调节井下风量。从运输角度考虑调节风门应尽量设在回风巷道中。
(五)测风站
用以测量全矿井总进风量和回风量,以及各掘进工作面、回采工作面的进风量和回风量。本矿井主要在运输大巷、回风大巷、回采工作面运输顺槽和回风顺槽及掘进工作面设置测风站。
要求:
1、测风站须设在直线巷道中。
2、测风站本身长度不得小于4m,附近至少要有10~15m断面没有变化。
3、测风站不得设在风流汇合处附近,站内不得有障碍。
四、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施
(一)矿井通风主要设施
1、主要进、回风巷道之间的联络巷中设置双道双向风门,以避免风流短路,并最大可能地减少漏风。
2、在进、回风巷道平交处设置风桥。
3、在独立通风硐室的回风巷道中和进回风巷道尽头的联络巷中,设置调节风门,以控制通风风量。
4、为保证矿井各用风地点,特别是回采、掘进工作面的风量,矿方应配备技术力量强的通风管理人员加强通风管理,根据采掘工作面位置及时调整风量,以确保各用风地点的实际需要风量。
5、在主要风巷中,要建立相应的测风站,以便正确测定各用风地点的风量。
(二)防止漏风和降低风阻的措施
1、提高通风构筑物的质量,加强通风构筑物的严密性,并应经常检修维护,以防漏风。
2、各进、回风联络巷中的风门、风帘、调节风门及风桥等通风设施要经常维护,保持完好,经常检查风门的关闭情况。
3、尽量减少局部阻力,应尽量采用砌碹及光爆锚喷支护技术,巷道应尽量平直,尽量避免急转弯,弯道处尽量采用平缓曲线过渡;主要巷道内不得随意停放车辆,堆积木料等,巷内堆积物要及时清除或排列整齐,尽量少堵塞井巷断面。


图6-1  矿井通风容易时期平面示意图

图6-2  矿井通风困难时期平面示意图
           矿井通风容易时期负压计算表              表6-2
序号 巷  道  名  称 支护类型 摩擦阻力系数 巷道长度 巷道周长 断      面 风      量 阻力 风速
         
   α(N·s2/m4) L(m) P(m) S(m2) S3 Q(m3/s) Q2 h(Pa) v(m/s)
1 副斜井 砌碹 0.0100  660.0  9.08  5.69  184.22  21.00  441.00  143.5  3.69
2 井底绕道 砌碹 0.0100  82.8  10.46  7.78  470.91  21.00  441.00  8.1  2.70
3 2#南盘区轨道巷 锚杆 0.0110  164.1  10.20  6.30  250.05  22.50  506.25  37.3  3.57
4 运输顺槽 锚杆 0.0130  142.8  10.20  6.30  250.05  11.00  121.00  9.2  1.75
5 回采工作面 支架 0.0300  100.0  11.60  7.40  405.22  11.00  121.00  10.4  1.49
6 回风顺槽 锚杆 0.0110  162.8  10.20  6.30  250.05  11.00  121.00  8.8  1.75
7 2#南盘区回风巷 锚杆 0.0110  143.6  10.00  6.00  216.00  12.50  156.25  11.4  2.08
8 2#层集中回风巷1 锚杆 0.0110  388.8  10.00  6.00  216.00  22.50  506.25  100.2  3.75
9 2#层集中回风巷2 锚杆 0.0110  39.2  10.00  6.00  216.00  24.00  576.00  11.5  4.00
10 回风斜井 砌碹 0.0100  569.2  8.72  5.31  149.72  30.00  900.00  298.4  5.65
                       
  小计                 638.8   
  加10%的局阻                  63.9   
 总    计                 702.6  


                    矿井通风困难时期负压计算表              表6-3
序号 巷  道  名  称 支护类型 摩擦阻力系数 巷道长度 巷道周长 断      面 风      量 阻力 风速
         
   α(N·s2/m4) L(m) P(m) S(m2) S3 Q(m3/s) Q2 h(Pa) v(m/s)
1 副斜井 砌碹 0.0100  660.0  9.08  5.69  184.22  22.00  484.00  157.4  3.87
2 井底绕道 砌碹 0.0100  82.8  10.46  7.78  470.91  22.00  484.00  8.9  2.83
3 2#层集中轨道巷1 锚杆 0.0110  355.8  10.20  6.30  250.05  22.00  484.00  77.3  3.49
4 2#-3#层暗斜井 砌碹 0.0100  92.0  9.08  5.69  184.22  19.00  361.00  16.4  3.34
5 暗斜井井底绕道 砌碹 0.0100  28.0  10.46  7.78  470.91  19.00  361.00  2.2  2.44
6 3#层南盘区集中轨道巷 锚杆 0.0110  317.8  10.20  6.30  250.05  22.50  506.25  72.2  3.57
7 3#层南盘区轨道巷1 锚杆 0.0110  671.2  10.20  6.30  250.05  22.50  506.25  152.5  3.57
8 3#层南盘区轨道巷2 锚杆 0.0110  240.0  10.20  6.30  250.05  22.50  506.25  54.5  3.57
9 运输顺槽 锚杆 0.0130  132.6  10.20  6.30  250.05  11.00  121.00  8.5  1.75
10 回采工作面 支架 0.0300  100.0  13.10  10.30  1092.73  11.00  121.00  4.4  1.07
11 回风顺槽 锚杆 0.0110  112.6  10.00  6.00  216.00  11.00  121.00  6.9  1.83
12 3#层南盘区回风巷1 锚杆 0.0110  120.0  10.00  6.00  216.00  12.50  156.25  9.5  2.08
13 3#层南盘区回风巷2 锚杆 0.0110  605.8  10.00  6.00  216.00  22.50  506.25  156.2  3.75
14 3#层南盘区集中回风巷 锚杆 0.0110  358.2  10.00  6.00  216.00  22.50  506.25  92.3  3.75
15 回风斜井1 砌碹 0.0100  18.0  8.72  5.31  149.72  27.00  729.00  7.6  5.08
16 回风斜井2 砌碹 0.0100  12.8  8.72  5.31  149.72  28.50  812.25  6.1  5.37
  回风斜井3 砌碹 0.0100  569.2  8.72  5.31  149.72  30.00  900.00  298.4  5.65
  小计                 1131.4   
  加10%的局阻                  113.1   
  总    计                 1244.5   

 

 

 

 

 

第五节  通风设备选型
本矿井为低瓦斯矿井,矿井通风方式为中央并列式,风机工作方式为抽出式,主、副斜井进风,回风斜井回风。
一、技术资料
1、年产量:A=21万t/a
2、矿井所需风量:QK=30m3/s
3、矿井负压:HK1=702.6Pa   HK2=1244.5Pa
4、通风方式:中央并列式
5、矿井瓦斯等级:低级
二、设备选型计算
1、确定扇风机所需风量

式中:K——通风设备漏风系数,取1.15。
2、确定扇风机所需静压


式中:△h——通风设备的阻力损失。
3、选择扇风机
根据、、,选用FBCDZ-6-№15B型对旋轴流式通风机,该风机配套电机转速980 r/min,电机功率2×55kW,高效区风量范围23.3~51.7 m3/s,高效区负压范围617~2340 Pa。选用两台同型号通风机,一台工作,一台备用。
4、确定工况
(1) 通风网路阻力系数:
 
(2) 通风网络特性曲线方程:
   
则对应于不同Q值的H值可列表如下:
Q  (m3/s) 30 33 35 37 40 45
H1  (Pa) 635 773.2 869.8 972 1136 1437.8
H2  (Pa) 1053 1274.1 1433.3 1601.7 1872 2369.3
按上表所列数值,分别在风机特性曲线图上作网路特性曲线,交于M1点和M2点(见图6-3),即为容易时期和困难时期的工况点,则为:
M1点:、、
M2点:、、
5、电动机功率验算
容易时期:

困难时期:

则所选通风机能够满足矿井通风要求。

图6-3  FBCDZ-6-№15B型风机特性曲线图
第六节 安全技术措施及灾害预防
一、预防瓦斯灾害的一般性措施
矿井属低瓦斯矿井,但也要采取相应的必要措施,避免瓦斯事故的发生。
1、矿井要建立完善的瓦斯监测和“一通三防”管理制度,确保矿井安全生产。
2、通风是防止瓦斯积聚的有效方法。矿井通风必须做到有效、稳定和连续不断,使采掘工作面和生产巷道中瓦斯浓度符合《煤矿安全规程》有关规定,及时处理局部积存的瓦斯。如回采工作面上隅角、冒落空硐等。
3、矿井必须建立完善的瓦斯检查制度,所有采掘工作面每班至少应检查2次。发现问题,立即处理,将事故消灭在萌芽状态。
4、严格控制井下明火,彻底根除可能引发瓦斯爆炸的条件。
5、完善长壁回采工作面通风系统,采用“U”型通风方式,采掘工作面过断层、褶曲时,应密切注意瓦斯涌出量的变化情况,及时采取相应的预防措施。采空区及时密闭。
6、设置集中式安全监控系统,对井下环境连续监视,并配备便携式瓦斯监测报警仪等安全仪器和仪表。监测风流中的瓦斯动态,并将信息及时传送到地面控制室。在主要工作地点设置瓦斯断电仪,当瓦斯浓度超限时,及时自动切断电源。
7、防止瓦斯灾害事故扩大:回风斜井井口设置防爆门,以防冲击波毁坏风机。
二、粉尘防治与预防煤尘爆炸的措施
根据地质报告,矿井各煤层煤尘均有爆炸危险性。为确保矿井的安全生产,改善工作环境,保护工人健康,生产过程中应采取以下粉尘防治与预防煤尘爆炸的措施:
1、采煤工作面配煤层注水设备,采取煤层预注水措施,配备洒水设施爆破落煤后洒水,以及其它综合防尘措施,以防止回采时煤尘的飞扬。
2、定期清理巷道,减少巷道中的浮尘,喷洒石灰水。
3、定期在转载点等产尘地点撒岩粉,以减少生产过程中产生的煤尘。
4、井下建立完善的消防洒水管路系统和完善的隔爆设施,在运输巷、回风巷内设有隔爆水棚和岩粉棚,在煤流的各转载点设有洒水装置,以防煤尘飞扬。矿井应每周至少检查1次隔爆设施的安装地点、数量、水量或岩粉量及安装质量是否符合要求。
5、掘进工作面必须采用湿式钻眼、冲刷巷帮、水炮眼、放炮喷雾、装岩(煤)洒水和净化风流等综合防尘措施。
6、煤仓、输送机和其它煤炭转载地点必须敷设防尘供水管路,并安设支管和阀门,配备喷雾洒水装置或设置除尘器,并保持喷雾洒水系统的完好性,作业时进行喷雾降尘或用除尘器除尘。
7、加强通风管理,控制巷道风速、防止煤尘飞扬。
8、井下所有局扇均需设除尘器。
9、采取有效措施防止引燃,杜绝明火,严格控制生产中可能发生的热源。
三、预防井下火灾的措施
井下火灾防治以“预防为主,综合防治”为指导方针。设计上采用不燃或阻燃材料;生产上通过隔绝采空区,改善通风系统,采用均压通风、黄泥灌浆、采空区注入惰性气体等综合防灭火技术;管理上制定较完备的管理制度并加强职工思想教育。通过综合防治确保井下生产安全。
1、尽量采用不燃或阻燃材料。井下主要巷道采用了混凝土锚喷支护;在供电上采用阻燃电缆及铠装电缆,并且改进了电缆接头方式;变压器采用干式变压器,机械设备用油采用抗燃剂;
2、煤矿井下外因火灾以带式输送机火灾尤为严重,带式输送机火灾发生的起因是输送胶带摩擦引起温度升高,在达到一定的温度后形成燃烧导致火灾。提高输送胶带的阻燃性能是防止带式输送机火灾的根本措施,采用阻燃胶带,并且在带式输送机上装设温度传感器,与水喷雾器或灭火器联动。
3、采用均压通风技术,降低漏风通道两端压差,减小或防止漏风,抑制煤层自燃发火的产生。
4、对采空区进行预防性灌浆。这是防止自然发火最有成效、应用最为广泛的措施。预防性灌浆后,浆液流入采空区,固体物沉淀,充填于浮煤缝隙之间,包裹浮煤,使其与空气隔绝,防止氧化。而浆水所到之处,增加了煤的外在水分,抑制了煤的自热氧化进程,同时对已经自热的煤炭有冷却散热作用。
5、井下设置完备的消防供水系统和消火栓。井底车场和采掘工作面附近巷道中设置消防材料,供扑灭火灾之用。
6、及时清理可燃物,井下使用的棉纱头、布块、各类油料以及巷道内的废坑木及时清理出井,防止可燃物的大量堆积。
7、加强用电管理,井下所有电气设备的选择、安装与使用应严格遵守有关规定,并应正确使用各类安全保护装置,防止电流过负荷而引起火灾。
8、加强生产中的安全管理,井下运输过程中注意防跑车砸坏电缆,生产中应注意冒顶等外力损坏电缆及电气设备。
9、加强职工教育,要使全体职工从思想上高度重视防火的重要性,自觉执行各项有关规定。
四、预防井下水灾的措施
本矿主要水害为上部煤层采空区积水,不排除采空区某些低洼处积聚较大量的采空积水,如以溃入式汇入下层工作面,存在相当的危险性。因此,探放水工作十分必要。
(一)合理进行开采布局,采用正确的开采方法。煤层开采顺序和井巷布置应优先考虑其水文地质条件。井筒及井底车场布置在地层完整且不易透水处。
(二)留防水煤柱。防水煤柱留设原则是在充分考虑“安全可靠与资源充分利用,开采方法和强度构造与岩性之关系。开拓、采掘布局与煤柱的协调关系的同时,在不宜采取疏放措施的突水区域,设置防水煤柱。下列情况之一应考虑留设防水煤柱:
1、煤层直接为松散孔隙含水层所覆盖。
2、煤层受断层的影响与强含水层直接接触。
3、切穿煤层的断层与强含水层直接接触。
4、煤层与导水断裂或集水断裂或集水老窑直接接触。
针对本矿井的具体情况,应高度重视采空区积水对安全生产的影响,应留有足够距离的防水煤柱。
防水煤柱留设如下:井田边界留设20m煤柱;大巷保护煤柱每侧20m;采空区四周留设10m煤柱;采区间留设10m煤柱。
(三)严格执行探放水制度。矿井水患,水量大、水压高,突发性强,超前探放水就是在掘进过程中对于可能有水患的地段,提前进行钻探,以查明采掘工作面、侧帮或顶底板的水情,并利用钻孔提前将水排出,防患于未然,这是确保安全生产的一项重要防水措施。严格执行探放水制度,坚持“有掘必探,先探后掘、有水必放”的原则,尤其是在遇以下情况时,必须采取探放水措施:
1、在接近水淹区、采空区时。
2、在接近导水断层时。
3、打开隔离煤柱时。
4、在接近地质条件复杂地段以及情况不明时。
(四)完善井下排水系统。在各类巷道低洼处设小型排水泵,及时排除积水,采区积水排入采区水仓经采区水泵排至井底水仓。
上述预防各类灾害措施应予以严格执行,未尽事宜执行《煤矿安全规程》有关条文和国家有关安全生产政策与规定。
五、矿井安全出口
矿井移交生产时,主斜井、副斜井及回风斜井均设有台阶和扶手,三个井筒做矿井的安全出口。
六、自救器及安检仪器配备
(一)自救器配备
为了提高矿工的自身安全性,所有下井人员一律配带自救器。设计按矿井达产时井下工人在籍人数每人一台、管理人员每人一台进行配备,并考虑25%的备用量。
(二)安检仪器配备
为保证安全生产,根据《矿井通风安全装备标准》、《煤矿安全规程》及国家、地方政府关于煤矿安全生产政策的法律、法规与规定,矿井设计配备了较完善的安全监测系统及必要的安检仪器。
详见机电设备目录
七、矿山救护
本矿井矿山救护工作主要依托大同市军事化矿山救护中队,该救护队距本矿井约20km,其间有柏油路相通,矿山救护车可在30min内到达本矿。
第七节 主要技术经济指标
主要技术经济指标见表6-4~表6-7。
矿井设计主要技术经济指标表
  表6-4
序号 项目名称 单位 指标
1 矿井设计生产能力  
 (1) 年产量 万t 21
 (2) 日产量 吨 636.36
2 矿井服务年限 年 6.6
3 矿井工作制度  
 (1) 年工作天数 天 330
 (2) 日工作班数 班 3
4 储量  
 (1) 工业储量 万t 372.2
 (2) 可采储量 万t 186.2
5 煤质  
 (1) 牌号  不粘煤
 (2) 灰分Ad % 5.15(3#)、7.41(2#)
 (3) 挥发份Vdaf % 31.57(3#)、23.24(2#)
 (4) 硫分S.d % 2、3号低硫分煤
6 煤层情况  
 (1) 可采煤层数 层 2
 (2) 可采煤层总厚度 米 平均4.95(批采)
 (3) 煤层倾角 度 1~2°
 (4) 煤的视密度 t/m3 3号层1.32
矿井设计主要技术经济指标表
  表6-5
序号 项目名称 单位 指标
7 井田面积 km2 0.7904
8 开拓方式  斜井开拓
9 井筒  
 (1) 井筒数目 个 3个
 (2) 井筒主要特征  
 主斜井  L=658m α=25°
 副斜井  L=648m α=26°
 回风斜井  L=600m α=28°
10 三个煤量与可采期  
 (1) 开拓煤量,可采期 万吨 年 
 (2) 准备煤量,可采期 万吨 年 
 (3) 回采煤量,可采期 万吨 月 
11 批准开采煤层 层 2、3号层
12 采(盘)区个数  
 (1) 3号层 个 3
 (2) 2号层 个 2
13 回采工作面个数及长度 个,m 1,100
14 回采工作面年进度  
 3号层工作面 米 673
15 采煤方法  采用走向长壁采煤法,高档炮采工艺
16 掘进工作面个数 个 2
矿井设计主要技术经济指标表
  表6-6
序号 项目名称 单位 指标
17 采掘比  1 : 2
18 井巷工程量  
 (1) 巷道总长度 m 1298.9
 (2) 巷道总掘进体积 m3 13891.7
 (3) 万吨掘进率 m 61.8
19 建井工期 月 7.6
20 提升设备  
 (1) 主斜井  深槽式胶带输送机,132kW×2
 (2) 副斜井  GKT2×1.5-20型提升机, 240kW
21 井下运输方式  
 (1)转载皮带巷  DTⅡ800/40型皮带机,40 kW
 (2)运输顺槽  SGB630/40型刮板输送机
22 通风  
 (1) 瓦斯等级  低瓦斯
 (2) 通风方式  机械抽出式
     (3) 通风机型号及数量  FBCDZ-6-№15B型,2台
23 排水  
 (1) 正常涌水量 m3/d 84
 (2) 主水泵型号、数量  D25-30×10型,3台
 (3) 功率  45kW
24 供电  
 (1) 安装设备总容量 kW 1473.8
矿井设计主要技术经济指标表
  表6-7
序号 项目名称 单位 指标
 (2) 工作设备总容量 kW 1273.8
 (3) 全矿计算总负荷 kVA 856
25 原煤生产人员效率 吨/工 3.9
26 职工在籍人数 人 179
27 静态投资 万元 3640.35
28 固定资产投资 万元 3640.35
29 项目总投资 万元 3922.41
30 吨煤投资 元/吨 173.35
31 生产成本 元/吨 141.86
32 投资回收期 年 4.36
33 财务内部收益率(税后) % 25.92
34 投资利润率 % 22.63
35 投资利税率 % 35.93
   
   
   
   
   
   
   
   

致   谢


“日月如梭,光阴似箭”。 山西大同大学专业技术班学习生活转眼即过,在指导老师的关怀和指导下,我终于完成了这篇对通风设计,也可作为学习的总结,在略感欣慰的同时,我心中更多的是感激。
首先感谢我的指导老师徐青云教师,从论文的选题、撰写到结束都是在导师的精心指导下完成的。徐老师为人师表的风范和严谨治学的精神使我受益匪浅,值此论文成稿之际,向导师表示崇高的敬意和衷心的感谢。。
天行健,君子以自强不息!相信我将在以后的工作和学习中取得更大的成绩,并以此来回报所有关心、支持我的人。谢谢你们!
向评审本论文,参加论文答辩的各位专家、教授表示衷心的感谢!

 

 

 

 

 

 

 

 

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  • 上传日期:2014年08月03日
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