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文档简介
1 补充修改初步设计说明补充修改初步设计说明 一、项目进展情况一、项目进展情况 2008 年由 xxxx 煤矿工程设计有限公司编制完成了 xx 临县 xx 焦煤有限公司(矿 井)机械化采煤改造初步设计。xx 省煤炭工业局(厅)以晋煤办基发【2008】355 号 文件对该项目初步设计进行了批复。在此基础上编制了完成了安全专篇设计,xx 煤矿 安全监察局也以晋煤监安一字【2008】351 号文批准了安全专篇设计。省环保局以晋环 函【2007】404 号文批准了该项目环境影响报告书。 与此同时,项目建设单位完成了施工单位的招标。与 xx 省煤炭建设监理有限公 司签订了工程监理合同。质量监督已在煤炭工业吕梁地方煤矿建设工程质量监督站登 记注册。鉴于此,xx 省煤炭工业厅以晋煤办基发【2009】146 号文批复该项目于 2009 年 9 月 21 日正式开工建设。 二、补充修改初步设计原因二、补充修改初步设计原因 一是 xx 省煤矿企业兼并重组工作领导组办公室与 2009 年 12 月 18 日对吕梁市煤 矿企业兼并重组整合总体方案的请示报告进行了批复。批准临县 xx 焦煤有限公司重组 整合临县国瑞煤业有限公司和临县湍水头镇霍家焉煤业有限公司。 xx 省国土资源厅于 2010 年 6 月 7 日给该矿颁发了采矿许可证,证号: c1400002010061220067043。批准开采 4 号-9 号。生产能力不变,仍为 90 万吨/年。矿 区面积增至 11.7498 平方公里。矿区范围由 17 个拐点坐标圈定。 二是国家煤矿安全监察局于 2010 年颁发了煤矿紧急避险系统建设管理暂行规定 。第 58 条规定新建、整合、技改煤矿项目安全设施设计专篇应包括煤矿井下紧急避险 系统有关内容,无、不符合本规定要求的安全专篇不予通过。第 59 条规定新建、整合、 技改煤矿没有按要求完成紧急避险系统建设的,其安全设施竣工验收不予通过。按规 定必须补充井下紧急避险六大系统设计。 三是该矿已经开工建设(目前停工) 。实测井口坐标和设计有些误差。主斜井长度 稍有增加;首采区范围内揭露煤层厚度 3.8m,比设计平均厚度 3.2m 增加了 0.6m,对 2 采掘设备需重新计算选型;巷道掘进中根据围岩情况,对原有支护方式进行了必要的 调整以及建设单位已订购部分设备,和原设计型号不一致,需进行验算等。 为了便于对照审阅,补充修改初步设计内容仍按原初步设计(修改版)章节编写, 有变化的章节只增加补充修改的内容。没变化的章节只列标题。 需要特别指出的是:本次设计是按照原初步设计(修改版)进行补充修改。重组 扩大的井田范围的资源对原初步设计的开拓,生产环节没有任何影响。因此,对东部 扩大的井田资源,在后期开采时考虑。建设单位必须重新提供该部分的地质报告,作 为重新编制开采设计的依据,待设计审查批准,各项手续办理齐全并经验收后,方可 继续后期生产工作。 3 前前 言言 一、补充参改设计编制依据一、补充参改设计编制依据 (一)xx 省国土资源厅 2010 年 6 月 7 日颁发的采矿许可证。证号; c1400002010061220067043。 (二)晋煤重组办发2009120 号关于吕梁市临县焉头煤业有限公司等,两处煤矿 企业重组整合方案的批复。 (三)xx 省煤炭工业局综合测试中心 2011 年 6 月 3 日对该矿 5#煤层的鉴定报告。 (四)国家煤矿安监局颁发的煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定。 (五)晋煤办发2011年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复。 (六)xx 焦煤有限公司煤矿提供的 5 号煤层采掘工程平面图及井下首采面揭煤厚 度和部分机械设备订货资料。 (七)项目修改补充设计委托书。 二、修改补充设计的主要特点二、修改补充设计的主要特点 xx 焦煤有限公司煤矿建设规模 0.90mt/ a。利用原有的工业场地和原主立井改做 专用回风井。补建一个主斜井,一个副斜井,实行斜井开拓方式。主斜井装备强力带 式输送机提煤,并做进风和安全出口。副斜井装备单钩绞车,铺单轨,轨型 30kg/m, 升降综采支架、材料、人员和主要进风和安全出口任务。井下煤炭运输采用带式输送 机一条龙系统,回采工作面的原煤由顺槽巷带式输送机运到上(下)山胶带机上,再转 运至井底煤仓,闸门装入主斜井带式输送机上提至地面上仓胶带转运至生产系统筒仓。 系统简单,环节紧凑,提升潜力大,用人少,安全性高。井下辅助运输采用 600mm 轨距, 30kg/m 轨型轨道运输系统。大巷或上(下山)采用无极绳连续牵引绞车牵引 1t 系列普通 矿车,顺槽巷采用调度绞车牵引 1t 系列矿车,系统简单、操作方便、管理容易、安全 可靠。采煤方法采用走向长壁综机一次采全高,全部垮落管理顶板,资源回收率大大 提升,选用 mg300-730-wd1型双滚筒采煤机,电动功率 730kw,采高 2.04.0。支护选 4 用 zzs6000/20/40 型四柱支撑掩护式液压支架,支撑高度 2.04.0。安全性大大提高。 工作面运输选用 sgz-764/320 型可弯曲刮板输送机,电机功率 2160kw,输送能力 700t/h,配套 szz-764/200 型转载机,电机配 ybsd200/100-4/8y 型双速功率 200kw, 小时运量 900t,自带配套 zy1100 迈步自移一套。破碎机 plm1500 型。破碎能力 1500t/h,配 ybsd-200/100-4/8y 型双速电机,功率 200kw,电压 1140v。顺槽运输选用 dsj-1000/125 型可伸缩带式输送机,带宽 1m,运量 630t/h,电机功率 125kw。回采工 作面配 brw316/31.5 型乳化液泵站,电动机功率 75kw。公称流量 315l/min,公称压力 10mpa。外型尺寸 1900*1080*900.总重 900,配 bpw315/10 型喷雾泵站。掘进面各配置 一套 ebz-132 型煤巷掘进机,配 jzp-100 型转载机和 ssj -650/40 型可伸缩带式输送 机,电机功率 40kw,运输能力 100t/h,运距 1000m .实现快速掘进。 矿井采用中央并列式通风系统,机械抽出式通风方式。一对斜井进风,回风立井 专门回风。选择 2 台 fbcdz-8-24c 型防爆对旋轴流式通风机,一用一备,双回电源, 风流稳定,安全性高。回采工作面采用 u 型全负压通风系统,掘进工作面采用局部通 风机独立通风,设有瓦斯电闭锁装置。双风机,双电源,带电备用。 矿井正常涌水量 67m3/h,最大涌水量 110m3/h,选择 d85-455 型多级离心水泵 3 台,一台工作,一台备用,电机功率 90kw,双回路供电,保证安全,同时布置两趟 150mm 无缝钢管排水管路,一工一备。最大涌水量时,两趟管路同时工作,按“煤矿 安全规程”规定,井下设有主副水仓。水仓容量满足矿井排水要求。 井下配设了 kj-78n 型监测监控系统和计算机管理系统,提高了矿井现代化管理水 平。配设了 kt105 型无线通讯系统。jfy-2010-g 型煤矿应急广播系统,kj278 型人员 定位系统。补充了紧急避险硐室和可移动救生舱。 建井工期自 2011 年 10 月至 2013 年 6 月 31 日,共 21 个月。 三、存在的主要问题三、存在的主要问题 再次强调本次补充修改初步设计没有涉及重组整合部分资源开拓开采问题。建设 单位必须在后期开采该部分资源前提供该部分资源的地质报告,供编制设计之用。待 5 设计审批,一切手续办理齐全,经审查批准后,才可进行后期生产工作。 第一章第一章 井田概况及地质特征井田概况及地质特征 第一节第一节 井田概况井田概况 与本矿相邻的煤矿有 3 个,均为小型矿井,开采面积不大。 相邻矿井位置见图 1-1-1。 东南部为双扶煤矿; 南部为东风煤矿; 西南部为焉头煤矿。 以上三个矿井所开采煤层与 xx 矿没有压荐关系。也没有古窑与小煤窑破坏性影响。 6 第二节第二节 地质特征地质特征 该节内容没变化。 7 第二章第二章 井田开拓与开采井田开拓与开采 第一节第一节 井田境界及可采储量井田境界及可采储量 一、井田境界一、井田境界 根据 xx 省国土资源厅 2010 年 6 月 7 日颁发的采矿许可证(证号 c1400002010061220067043),批准开采 4#9#煤层。井田范围由 9 个拐点坐标变为 17 个拐点坐标连线圈定。拐点坐标见表 2-1-1。 表 2-1-1 xx 煤矿矿区范围拐点坐标 点号x 坐标y 坐标 14182131.6519501409.55 24181621.6619504249.58 34182506.6719505828.59 44182201.6719506429.59 54181451.6619505684.59 64181515.6619505089.58 74181201.6519505209.59 84180666.6519505172.59 94180533.6519505022.59 104180153.6519505001.59 114179101.6419504429.59 124178944.6319503693.58 134179120.6319503320.58 144179157.6319502715.57 154179189.6319502198.57 164179193.6319501882.57 174180401.6319500479.55 8 井田呈不规则多边形,东西平均长约 4.0km,南北宽约 3.00km,井田面积 11.7498 平方公里。 本次设计不考虑后期,所以资源/储量没有变化。 第二节第二节 矿井设计生产能力及服务年限矿井设计生产能力及服务年限 该节内容没有变化 第三节第三节 井田开拓井田开拓 按建设单位提供的重组整合的 5 号煤层采掘工程平面图,将原初步设计井田 5,9 号煤层开拓方案(推荐方案)复制在该平面图上见图 2-3-1,2-3-2。 第四节第四节 井井 筒筒 一、井筒用途、布置及装备一、井筒用途、布置及装备 矿井移交生产,共布置三个井筒,即主斜井、副斜井、回风立井(利用原有主立井)。 (一)主斜井 井筒净宽 4.0m,净断面 12.68,倾角 1630,斜长 980.0m,装备强力带式输 送机,担负全矿井提煤和部分进风的任务。井筒为锚喷。井口段混凝土砌碹。根据实 测,井口坐标 x=4179529.042, y=19502892.616 井口标高=991.295m。 (二)副斜井 井筒净宽 3.6m,净断面 10.85,倾角 23,斜长 690.0m,装备单钩串车及扶手、 台阶,担负矿井人员升降、下大件设备、部分进风的任务和安全出口。井筒为锚喷。 根据实测,井口 x=4179536.423 y=19502932.331 井口标高 991.688 (三)回风立井 回风立井没有变化。 9 井筒特征见表 2-4-1。 10 表 2-4-1 井筒特征表 序 号 井筒名称 项目 主斜井副斜井 回风立井 x(m)4179529.0424179536.4234179917.640 54 y(m)19502892.61619502932.33119503105.670 x(m)4179480.6764179488.0574179869.098 1 井口 坐标 80 y(m)1950282290419503035.243 2井筒标高(m)991.295991.688980.23 3井筒倾角(m)16302390 4井筒方位角(度)180180 净4.03.64.5 5井筒直径或宽度(m) 掘4.23.85.1 净()12.6810.8515.9 6井筒断面 掘()13.6(17.3)11.8(14.6)20.43 表土段混凝土混凝土 7支护方式 基岩段锚喷锚喷 料石 表土段450400 8支护厚度(mm) 基岩段100100 300 第一水平标高(m)805838.2 9 落底标高(m)724.3 10垂深(m)142.8 11斜长(m)980690 12第二水平标高(m)711711771.2 13井筒装备 夹钢芯强力胶带输 送机 检修道 单钩串车 台阶扶手 梯子间 专用回风 14备 注新建新建已有 11 第五节第五节 井底车场及硐室井底车场及硐室 为保证主变电所、主排水泵房及管子道避开老巷,主排水泵房、主变电所各加长 20m.主排水泵房道长度更改为 40.34m,变电所通道长度更改为 33m,水仓通道长度更 改为 37.718m。管子道长度更改为 51.55m。 12 第三章第三章 大巷运输及设备大巷运输及设备 第一节第一节 运输方式的选择运输方式的选择 该节内容没变化 第二节第二节 矿矿 车车 井下采用 mgc1.1-6a 型 1tu 型厢式矿车运输矸石,利用 mpc25-6 型 25t 重型平板 车下放液压支架,采用 mp3-6 型 3t 平板车放置综采工作面设备,采用 mp1-6a 型 1t 平 板车和 mc1-6a 型 1t 材料车运送其他设备和部分材料,选用 xrc15-6/6 型人车运送人 员。每列 3 节。 各种矿车规格特征见表 3-2-1。 山西临县裕民焦煤有限公司(矿井)机械化采煤升级改造补充修改初步设计说明 13 表 3-2-1 矿车规格特征数量表 序 号 名称型号 容 积 (m3) 名义 载重 (t) 最大 载重(t) 轨距 (mm) 轴距 (mm) 自垂(kg) 外形尺寸(mm) (长宽 高) 数量备注 11tu 型车mgc1.1-6a1.11.06005505922000880115066已有 21t 平板车mp1-6a1.02.0600550464200088041010已有 3材料车mc1-6a1.02.06005504942000880115012已有 4斜井人车xrc15-6/66003200 车 1750、挂车 1903 4970120014741 列 新购一头 二尾 53t 平板车mp3-63.0600835341015204808新购 6重型平板车mpc25-612527600110010302500150034010新购 合计116/1 列 山西临县裕民焦煤有限公司(矿井)机械化采煤升级改造补充修改初步设计说明 14 第三节第三节 大巷胶带机验算大巷胶带机验算 一、大巷带式输送机一、大巷带式输送机 建设单位实际订货设备型号为 dtl100/63/2315 带式输送机。带宽 1000mm。运输能 力 630t/h。防爆电机型号 yb2355l2-4.电机功率 315kw , 2 台。钢丝绳芯阻燃胶带 st=2000,采用液压自动张紧 zyl500j,机头拉紧,张紧行程大于 8m。可以满足运输要 求。 二、辅助运输设备二、辅助运输设备 建设单位已定货 1 台 jwb132 型无极绳绞车。电机功率 132kw,电压等级 660/1140v 最大牵引力 120kn 无级变速调速方式。牵引速度 0.11.7m/s,梭车容绳量 600-1200m,绳径 24mm,单滚筒抛物线型,直径 1200mm,机械重锤式张紧,电液和手 闸双制动。外型尺寸(长 宽 高 )323423501931mm。 经验算可以满足运输要求。 山西临县裕民焦煤有限公司(矿井)机械化采煤升级改造补充修改初步设计说明 15 第四章第四章 采区布置及装备采区布置及装备 第一节第一节 采煤方法采煤方法 一、工作面采煤、装煤、运输方式及设备选型一、工作面采煤、装煤、运输方式及设备选型 (一)综采工作面的采、装、运、支工序全部机械化。 据目前综采的发展趋势,设计高产高效的综采面要求加大工作面的长度,加大截 深,选用能切割硬煤的特大功率采煤机,提高采煤的切割速度,相应要求提高移架速 度,与大运量的重型可弯曲刮板输送机相匹配,加强端头支护,采用长距离顺槽胶带 输送机。针对上述要求,对于综采系统设计考虑了以下原则: 1机械设备的选择首先满足技术先进,生产可靠,提高综采设备的开机率,达到 高产高效。同时各设备间要相互配套,保证运输畅通,并增加运输环节的缓冲能力, 以期达到采运平衡,最大限度地发挥综采优势。 2为综采工作面创造快速连续开采的条件,加大工作面推进长度,减少搬家次数, 并保证快速搬家。同时做到采准工作快,增大巷道断面特别是顺槽断面,利用顶板完 整,煤层坚硬的条件,采用树脂锚杆支护,以提高掘进速度,保证工作面的接替要求。 3对辅助运输系统,要求系统简单、环节少,把工作人员快速方便地运送至工作 地点,作为提高工作面生产能力的一个重要因数考虑,并在巷道布置上加以保证。 (二)工作面主要设备 1.采煤机 由于首采区,首采面 5 号煤层实际揭露厚度为 3.8m,原设计选用的 mg300/730- wd1型采煤机不能满足开采要求。建设单位已定货 1 台 mg300/730-wd1型电牵引采煤机, 可以满足回采要求。 主要技术特征见表 4-1-1。该采煤机可以满足 5 号煤层的开采要求。 山西临县裕民焦煤有限公司(矿井)机械化采煤升级改造补充修改初步设计说明 16 表 4-1-1 采煤机技术特征表 型号 型号 开采厚度 ()电机功率 (kw) 滚筒直径 (/个) 截深 () 牵引型式 机面高度 () 重量 t 20006 mg300/730- wd1 20003800 7302 630 交流液压 牵引、无 链 1390 35 2工作面可弯曲刮板运输机 工作面刮板运输机选型一是运输能力和采煤机生产能力相匹配。二是外型尺寸和 牵引方式与采煤机一致。三是运输机长度和工作面长度一致。根据以上三条要求,设 计选用 sgz-764/320 可弯曲刮板运输机。技术特征见下表 4-1-2。 表 4-1-2 可弯曲刮板输送机技术特征表 型号 铺设 长度 m 输送 能力 t/h 刮板 链速 m/s 中部槽规格 (长宽高) () 电机 功率 kw 电压 等级 (v) 备注 sgz-764/3201507000.951500764-222 1602660 1140 3液压支架 液压支架是综合机械化采煤的关键设备之一,选择是否合理、合适,直接关系到 生产和安全。 5#煤层顶板为泥岩或者砂质泥岩,底板为砂质泥岩,为级二类顶板,可选用 支撑掩护式支架,其顶板荷载可按我国经验公式 p=mrn10-2/(k-1)计算。 式中: p支架单位面积上的荷载(mpa) m煤层开采厚度 m,取 3.8m(实际揭煤厚度) r顶板岩石容重(t/m3)取 2.7t/m3 n支架受力不均衡系数,取 2 山西临县裕民焦煤有限公司(矿井)机械化采煤升级改造补充修改初步设计说明 17 k顶板岩石破碎膨胀系数,取 1.3 将以上数据代入公式,则 p=0.6840mpa。 本设计选择 zz6000/20/40 型四柱支撑掩护式液压支架,其特征见表 4-1-3。 表 4-1-3 支撑掩护式液压支架特征表 型号 工作阻力 (kn) 初撑力 (kn) 支护高度 (m) 支护宽度 (mm) 支护强度 (mpa) 移架步距 (mm) 泵站工作 压力(mpa) 支架重 (t) zz6000/20/40600052092.04.015000.8975031.424 支架支护强度 0.89mpa,大于计算的 0.6840mpa,可以满足使用要求。 端头支架选用 zzd6000 型支架,支护高度 2.0-4.0m,重量 25t/架,机头机尾共 4 架。工作面顺槽超前支护采用 dz31.5-25/110 型单体液压支柱。hdl-3000 型 型梁, 一梁三柱,超前支护距离 20m。必须架设在实底上,并留设安全出口。满足开采要求。 4顺槽可伸缩胶带输送机 顺槽胶带输送机应与工作面顺槽长度相适应,铺设长度需 1000m 左右,小时运量 和工作面生产能力相匹配。工作面运输能力 500t/h 时,按 1.2 的系数,则胶带机运输 能力为 600t/h。 胶带机宽 /()600/(458 2.0 1.0 1)0.809bqkvrcm 式中: b带宽 m k货载截面系数 b=30时,k=458 r货载散容重,取 1t/m3 c输送机倾角系数 a=0-10,c=1 v带速,取 2m/s 建设单位已定货 1 台 dsj-1000/632110 型可伸缩带式输送机。其特征见表 4-1- 山西临县裕民焦煤有限公司(矿井)机械化采煤升级改造补充修改初步设计说明 18 4。 表 4-1-4 可伸缩带式输送机特征表 型号输送能力(t/h) 运距 (m) 带速 (m/s) 带宽 (mm) 电机功率 (kw) 电压 (v) dsj-100/63/211063010002.0100021106601140 运量富余系数 1.321.2,带宽 b=1000655mm 的最小宽度要求,带式输送机机长 1000m 长度满足要求并能和采煤机配套,满足生产需要。 5顺槽转载机 转载机的生产能力应和工作面、顺槽带式输送机等设备相一致,工作面最大生产 能力 455t/h,建设单位已定货 1 台 szz764/200 型转载机,可以满足生产要求。转载机 特征见表 4-1-5。 表 4-1-5 转载机技术特征表 电机功率 kw 型号 出厂 长度 m 运输能力 t/h 链速 (m/s) 型号 电压 v 外形尺寸 质 量 t 200 szz-764/2005010001.30 6601140 1500764222 17. 5 二、工作面长度及年推进度二、工作面长度及年推进度 工作面的产量和效率是随着工作面长度的增加而提高,加大工作面长度不仅减少 了准备和回采的工程量,而且也相对减少了端头、进刀等辅助作业时间,保证工作面 高产高效;推进长度的提高,减少了搬家倒面次数,为工作面连续稳定高产创造了条 件。根据本井田煤层赋存条件,结合煤矿开采技术装备水平及工作面产量要求,设计确 定 5 号煤层回采工作面长度为 150m,采高 3.80m,每日 6 个循环,循环进度 0.630m,正 规循环率取 0.85 则年推进度 b=33060. 6300.90=1122.66m 山西临县裕民焦煤有限公司(矿井)机械化采煤升级改造补充修改初步设计说明 19 采区巷道机械设备配备见采掘机械配备表 4-1-6。 山西临县裕民焦煤有限公司(矿井)机械化采煤升级改造补充修改初步设计说明 20 表 4-1-6 采区巷道机械设备配备见采掘机械配备 山西临县裕民焦煤有限公司(矿井)机械化采煤升级改造补充修改初步设计说明 21 第二节第二节 采区布置采区布置 一、移交和达到设计能力时的采区数目、位置和工作面生产能力计算一、移交和达到设计能力时的采区数目、位置和工作面生产能力计算 (一)矿井达到设计产量时,布置一个采区,一个综采工作面,两个综掘工作面, 采掘比为 1:2,回采工作面长 150m。 (二)回采工作面能力计算: 工作面生产能力 q=blmrc =1122.661503.801.40.93=833171t/a 式中: q工作面生产能力(t/a) l工作面长度,取 150m b工作面年推进度,取 1122.66m m采高(m),按煤层厚 3.80m r煤的实体容重(1.4t/m3) c工作面回采率,取 0.93 工作面特征见表 4-2-1。 表 4-2-1 工作面特征表 采区名称煤层号工作面装备 采高 m 工作面长 m 年推进度 生产能力 mt/a 北一 (5101) 双滚筒采煤机 支撑掩护式液压支 架 可弯曲刮板机 可伸缩胶带机 转载机 mg300/730-wd1 zz6000/20/40 sgz-764/320 dsj-100/2110 szz-764/200 3.801501122.660.83 全矿回采产量 0.83mt/a,加上 8%的掘进煤产量 0.070mt/a,则全矿井产量为 0.90mt/a。 满足矿井 0.90mt/a 的生产能力。 山西临县裕民焦煤有限公司(矿井)机械化采煤升级改造补充修改初步设计说明 22 第三节第三节 巷道掘进巷道掘进 一、巷道断面及支护形式一、巷道断面及支护形式 一采区首采工作面垂直大巷(上山)布置二条顺槽,带式输送机顺槽和轨道顺槽均 为矩形,锚杆支护。树脂锚杆,长 2.0m,直径 14 三花布置,间排距 800mm,每米架 设锚杆 11 根,迂到顶板破碎时,可增打锚索加固。工作面采用 u 型全负压通风方式。 轨道上(下)山巷,沿 5 号煤层底板和带式输送机上(下)山平行布置,间距 35m。根据运 输,行人和通风要求 s净=14.72m2 净宽 4.6m 净高 3.2m 为矩形,锚喷支护,喷厚 100mm。带式输送机上(下)山、回风上(下)山巷亦为矩形,s净=12.6m2 净宽 4.2m 净高 3.0m,锚喷支护,喷厚 100mm。树脂锚杆,长 1.8m,直径 14mm 三花布置,间排距 800mm,每米架设锚杆 12 根。 二、掘进工作面组数及机械设备配备二、掘进工作面组数及机械设备配备 达到设计生产能力时,安排综掘工作面二个。综掘面各配备 ebz-132 型煤巷掘进 机,szb-730/40 型转载机和 ssj-650/222 型带式输送机。mqt-120 型气动锚杆钻机, 安型混凝土搅拌机,pz-8 型湿式混凝土喷射机。为保证巷道方向,并配备激光导向 仪。 上(下)山巷道采用矩形断面、锚喷支护。喷厚 100mm,顺槽巷道采用矩形,锚杆支 护间排距 800mm。迂到顶板破碎时,可增打锚索加固,锚索深入岩层 1.2m 以上。 锚杆打眼安装钻机型号为 mqt120,气动。 无极绳绞车型号为 jwb132 型,电机车功率 132kw。 三、矿井移交生产时井巷工程量三、矿井移交生产时井巷工程量 巷道总长度 13304.2m,其中井筒表土段长 1560.2m 岩石巷长 207m 煤巷长 10681m 万吨掘进率 147.8m。掘进总体积 176187.6m3,其中:表土 1992.3m3岩巷 26899.9m3。 详见矿井移交生产时工程量汇总表 4-3-1。 山西临县裕民焦煤有限公司(矿井)机械化采煤升级改造补充修改初步设计说明 23 表 4-3-1 矿井移交生产时工程量汇总 山西临县裕民焦煤有限公司(矿井)机械化采煤升级改造补充修改初步设计说明 24 第五章第五章 通风与安全通风与安全 第一节第一节 概况概况 一、瓦斯一、瓦斯 根据 xx 省煤炭厅晋煤颁发2011270 号关于吕梁市 2010 年度矿井瓦斯等级和二氧 化碳涌出鉴定结果的批复:临县 xx 煤焦有限公司(基建中)绝对瓦斯涌出量 0.45m3/min,二氧化碳绝对涌出量 0.94m3/min。矿井总回风量 1326m3/min。 矿井瓦斯涌出量:本矿相邻有红罗坪、霍家焉、双扶、车风焉头、卧牛沟六个煤 矿,5 个矿开采 5 号煤,一个矿开采 9 号煤,均为低瓦斯矿井。 本井田共采样 4 个,5#、8#煤各一个,9#二个。 5#煤层瓦斯含量 6.32ml/g 瓦斯成分以 n2为主,占 98.4。属二氧化碳氮气带。 8#煤层瓦斯含量为 6.4ml/g ,ch4占 98.4,为沼气带。 9#煤层瓦斯含量为 6.39ml/g10.93ml/g,ch4占 90,为沼气带。 按照 xx 省安全生产监督管理局晋安监煤字200777 号文,xx 焦煤有限公司 2006 年度矿井瓦斯绝对涌出量为 0.53m3/min,相对涌出量为 1.90m3/t。二氧化碳绝对涌出量 0.69m3/min,相对涌出量 2.48m3/t。为低瓦斯矿井。按以上参数计算,生产规模 0.9mt/a 时,瓦斯绝对涌出量为 3.60m3/min,二氧化碳绝对涌出量 4.70m3/min,初期按 低瓦斯矿井。 根据地质报告提供,钻孔加深 365m,地温增加了 15,地温梯度 4.1 /100m。(3/100m)属地温异常区。9 号煤层底板 460m,最高地温估算为 36.8,所以将 来开采 9#煤层时应采取降温措施,需要加大矿井总进风量。另外根据目前技术政策, 规定掘进工作面停产不停风,需要备用风量,因此对矿井总需风量重新进行计算。 二、煤尘二、煤尘 根据 xx 省煤炭工业局综合测试中心 2011 年 6 月 3 号鉴定报告 5,8,9 号煤尘均 山西临县裕民焦煤有限公司(矿井)机械化采煤升级改造补充修改初步设计说明 25 具有爆炸性。 三、煤的自燃三、煤的自燃 根据 xx 省煤炭工业局综合测试中心鉴定报告,井田内 5、8、9 号煤层自燃倾向性 等级级及自燃等级 8 号煤层自燃倾向性等级为容易自燃,煤层自燃倾向性等级见表 5-1-2。 表 5-1-2 xx 煤矿煤层自燃倾向性等级试验结果表 煤层号采样点吸氧量(cm3/g) 自燃倾向 性 自燃倾向等级测试时间 5#xx 矿0.6175自燃2011 年 6 月 8#xx 矿0.6958容易自燃2006 年 6 月 9#xx 矿0.6311自燃2006 年 6 月 第二节第二节 矿井通风矿井通风 一、矿井风量、风压及等积孔计算一、矿井风量、风压及等积孔计算 (一)矿井风量计算 根据国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局 2006 年颁发的煤矿安全 规程第 103 条规定,矿井需要的风量应按下列要求分别计算,并选取其中最大值: 1按井下工作的最多人数计算 q矿井=4nk 式中: q矿井:矿井总供风量 m3/min n矿井井下同时工作的最多人数,人 k矿井内部漏风系数,取 1.20 则 q矿井=41851.20=888 m3/min 2按采煤、掘进、硐室和其他用风地点风量总和计算: 山西临县裕民焦煤有限公司(矿井)机械化采煤升级改造补充修改初步设计说明 26 q矿井=(q采q掘q硐q其他)k 式中: q矿井矿井总供风量 m3/min q采回采工作面所需风量之和 q掘掘进工作面所需风量之和 q硐独立通风硐室所需风量之和 q其他其他用风地点所需风量之和 k矿井内部漏风系数,取 1.20 1)q采的确定: 按瓦斯涌出量计算:q采=100g采掘kc 回采瓦斯相对涌出量仍按 1.9m3/t 设计 q掘=(25911.9)(6024)=3.42 m3/min q采=1003.421.6=547.2 m3/min kc 取 1.6 按二氧化碳涌出量计算:q采:67q采kc 回采二氧化碳相对涌出量为 2.48m3/min,二氧化碳绝对涌出量为 q掘 =(25912.48)(6024)=4.46 m3/min。 kc=1.6 q采=674.461.6=478.1(m3/min)。 按工作面气象条件计算 q采=6070vcsckichkc vc 取 1.8m/s sc 为 19.8m2 kich 取 1.2 kc 取 1.1 代入公式:q采=601.87019.81.21.1=1975.9m3/min 按工作面人数计算:q采=4nc 山西临县裕民焦煤有限公司(矿井)机械化采煤升级改造补充修改初步设计说明 27 nc=52 代入公式:q采=452=208m3/min 按以上计算结果取最大值 q采=1975.9m3/min 按风速验算:工作面最低风速 0.25m/s,最高风速 4m/s。 q采应满足 1519.8q采24019.8,即 297.01975.94752,满足煤矿安全 规程规定。 备用工作面风量按 q采的 50%计算 q备=1975.90.5=988.0 m3/ min,q采=q采q备=1975.9+988.0=2963.9 m3/min 2)q掘的确定 按瓦斯涌出量计算,q掘=100g掘kd g掘=(136.41.9)(2460)=0.18 m3/min。 kb 取 2 代入公式:q掘=1000.182=36m3/min 按炸药使用量计算 q掘=25a 掘进面一次爆破的最大炸药量,取 8kg 代入公式:q掘=258=200 m3/min 按局部通风机吸风量计算, q掘=q扇ii+600.25sj 选 kdf6.3/155 型局部通风机,额定风量取 380 m3/min ii1 台工作 si为 14.0m2 代入公式:q掘=3801+600.2514.0=590.0 m3/min 按同时工作人数计算 q掘=4nj nj为 24 人 代入公式:q掘=424=96 m3/min 按以上计算结果取最大值, q掘=590 m3/min 山西临县裕民焦煤有限公司(矿井)机械化采煤升级改造补充修改初步设计说明 28 按风速验算,应满足 15sjq掘240sj,代入值 1514.0=21059024014.0=3360,满足煤矿安全规程规定。 共两个掘进工作面 q掘合=5902=1180 m3/min 按掘进进行停产不停风要求 q掘备=11800.5=590 m3/min q掘=q掘合q掘备=1180+590=1770m3/min 3)q硐的确定 按经验,爆炸材料发放硐室风量为 120m3/min,采区变电所风量取 120m3/min,所 以 q硐=240m3/min。 4)q其他的确定 其他用风地点的风量,按以上需风量之和的 5%计算。 则 q其他=(2963.9+1770.0+240.0)5%=249.0 m3/min。 q矿井=(2963.9+1770.0+240.0+249)1.20=6267.5 m3/min=104.5 m3/s。 综合以上计算结果,矿井总进风量取整数为 105m3/s 矿井总风量按井下各用风地点需风量井下分配,矿井分配如下: 综采工作面:35 m3/s 掘进工作面:20 m3/s 爆炸材料发放硐室 3 m3/s,采区变电所 3m3/s 其他巷道:16 m3/s,备用工作面风 28m3/s 其中主斜井进风 40m3/s 副斜井进风 65m3/s (二)矿井通风风压及等积孔计算 1负压计算 当风量分配到用风地点后,选择矿井达产时通风最容易和最困难的两个时期通风 阻力最大的风路分别进行阻力计算,其计算公式如下: h=aplq2/s3 式中: 山西临县裕民焦煤有限公司(矿井)机械化采煤升级改造补充修改初步设计说明 29 h矿井阻力;pa; a摩擦阻力系数,ns2/m4; p井巷净断面周长,m; l井巷长度,m; q通过井巷的风量,m3/s; s井巷净断面面积,m2。 局部阻力系数取 0.15。 经计算,达到设计产量时,矿井最小负压 1490.95pa,最大负压 2pa。详见矿井负压计 算表 5-2-1、5-2-2。 等积孔计算 根据公式计算等积孔 h q a 19 . 1 式中: 等积孔,m2 矿井总风量,m3/s h矿井负压, pa 2 max 1.191.19 105 3.24 1490.79 q am h () 2 min 1.191.19 105 2.55 2407.79 q am h () 经计算,矿井通风容易时期等积孔为 3.24m2,通风困难时期等积孔为 2.55m2, 矿井 通风难易程度属容易。 山西临县裕民焦煤有限公司(矿井)机械化采煤升级改造补充修改初步设计说明 30 表 5-2-1 矿井通风容易时期负压计算表 序 号 井巷名称 支护形式 及巷道种类 摩阻系 数 ns2/m4 巷道长 度 l(m) 断面净周 长 p(m) 净断面 s(m2) s3(m2)3 r(k) 风量 q(m3/s) q2(m3/s)2 阻力(风压) h(pa) 风速 v(m/s) 1 副斜井锚喷 0.012459.512.811.571548.82 0.0456 654225192.53 5.62 2 车场巷道锚喷 0.0122601614.723189.51 0.0157 65422566.13 4.42 3 车场巷道锚喷 0.0121401614.723189.51 0.0084 61372131.36 4.14 4 轨道下山锚喷 0.01222013.412.62000.38 0.0177 40160028.30 3.17 5 轨道下山锚喷 0.012100013.412.62000.38 0.0804 462116170.09 3.65 6 轨道下山锚喷 0.01215013.412.62000.38 0.0121 40160019.29 3.17 7 轨道下山锚喷 0.0128013.412.62000.38 0.0064 3612968.33 2.86 8 运输顺槽锚杆 0.0153513.412.62000.38 0.0035 298412.96 2.30 9 运输顺槽锚杆 0.015128013.412.62000.38 0.1286 351225157.55 2.78 10 回采工作面液压支架 0.0351501819.87762.39 0.0122 35122514.91 1.77 11 回风顺槽锚杆 0.012121013.412.62000.38 0.0973 351225119.15 2.78 12 回风下山锚喷 0.01218013.412.62000.38 0.0145 44193628.01 3.49 13 回风下山锚喷 0.012138013.412.62000.38 0.1109 472209245.05 3.73 14 回风联络巷锚喷 0.0127013.412.62000.38 0.0056 53280915.81 4.21 11 回风大巷锚喷 0.0122351614.723189.51 0.0141 10511025155.96 7.13 12 回风立井料石碹 0.0065162.814.1415.94019.68 0.0037 1051102541.04 6.60 小计 1296.48 局部阻力 194.47 合计 a = 3.24 1490.95 阻 h 1.19q 阻 h 1.19q 山西临县裕民焦煤有限公司(矿井)机械化采煤升级改造补充修改初步设计说明 31 表 5-2-2 矿井通风困难时期负压计算表 序 号 井巷名称 支护形式 及巷道种 类 摩阻系 数 ns2/m4 巷道 长度 l(m) 断面净周 长 p(m) 净断 面 s(m2) s3(m2)3r(k) 风量 q(m3/s) q2(m3/s)2 阻力(风压) h(pa) 风速 v(m/s) 1副斜井锚喷0.01270112.811.571548.82 0.0695 654225293.72 5.62 2车场巷道锚喷0.0124001614.723189.51 0.0241 654225101.73 4.42 3轨道下山锚喷0.012220013.412.62000.38 0.1768 613721658.05 4.84 4轨道下山锚喷0.01215013.412.62000.38 0.0121 40160019.29 3.17 5进风斜巷锚喷0.0123313.412.62000.38 0.0027 4621165.61 3.65 6运输顺槽锚杆0.015115013.412.62000.38 0.1156 351225141.55 2.78 7回采工作面液压支架0.0351501819.87762.39 0.0122 35122514.91 1.77 8回风顺槽锚杆0.012111513.412.62000.38 0.0896 351225109.80 2.78 9回风斜巷锚喷0.0123313.412.62000.38 0.0027 4419365.14 3.49 10回风下山锚喷0.01218013.412.62000.38 0.0145 47220931.96 3.73 11回风下山锚喷0.012220013.412.62000.38 0.1768 532809496.76 4.21 12回风大巷锚喷0.0122351614.723189.51 0.0141 10511025155.96 7.13 13回风立井料石碹0.006523514.1415.94019.68 0.0054 1051102559.24 6.60 小计 2093.73 局部阻力 (15%) 314.06 合计 a = 2.55 2407.79 阻 h 1.19q 阻 h 1.19q 山西临县裕民焦煤有限公司(矿井)机械化采煤升级改造补充修改初步设计说明 32 第三节第三节 灾害预防灾害预防 一、安全避险一、安全避险“六大系统六大系统” 根据国家安全监督总局关于印发金属非金属地下矿山安全避险“六大系统”安 装使用和监督检查暂行规定的通知 (安监总管一【2010】168 号) ,在井下设置安全避 险“六大系统” 。 (一)监测监控系统 矿井安装一套 kj78n 型安全生产监测监控系统,该系统功能齐全、运行良好。 (二)井下人员定位系统 建设单位已安装 kj278 型井下人员定位系统一套,当事故发生时,救援人员也可 根据井下人员定位系统所提供的数据、图形,迅速了解有关人员的位置情况,及时采 取相应的救援措施,提高应急救援工作的效率。 (三)紧急避险系统 1井下紧急避险设施是指在井下发生灾害事故时,为无法及时撤离的遇险人员提 供生命保障的密闭空间。该设施对外能够抵御高温烟气,隔绝有毒有害气体,对内提 供氧气、食物、水,去除有毒有害气体,创造生存基本条件,为应急救援创造条件、 赢得时间。紧急避险设施主要包括永久避难硐室、临时避难硐室、可移动式救生舱。 1)永久避难硐室设置在井底车场、水平大巷、采区(盘区)避灾路线上,具有紧 急避险功能的井下专用巷道硐室,服务于整个矿井、水平或采区,服务年限一般不低 于 5 年。 2)临时避难硐室设置在采掘区域或采区避灾路线上,具有紧急避险功能的井下专 用巷道硐室,主要服务于采掘工作面及其附近区域,服务年限一般不大于 5 年。 (1)避难硐室应布置在稳定的岩层中,避开地质构造带、高温带、应力异常区以 及透水危险区。前后 20 米范围内巷道应采用不燃性材料支护,且顶板完整、支护完好, 符合安全出口的要求。特殊情况下确需布置在煤层中时,应有控制瓦斯涌出和防止瓦 山西临县裕民焦煤有限公司(矿井)机械化采煤升级改造补充修改初步设计说明 33 斯积聚、
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