焦化一煤矿--开采设计方案

1、火铺镇焦化一煤矿技改扩能开采方案设计前 言 一 概述 1 矿井位置 隶属关系焦化一矿位于贵州省火铺镇境内，属于火铺矿烂泥菁井田（原火铺镇北部），隶属于盘县煤炭工业管理局管辖。大火公路由该矿通过，距320国道50km，距红果火车站13km，交通十分方便。2 设计任务来源贵州省盘县火铺镇焦化一矿的委托。3 编制报告的依据（1）盘江矿务局火烧铺矿地测科提供的盘县焦化一厂矿井地质报告（2000.7）。（2）煤矿工业小型煤矿设计规定（1992）。（3）煤矿安全规范（2001）。4 本方案设计指导思想优化系统 规范开采 强化安全 提高工效 注重环保及职业卫生。二 矿井建设综合评价1 矿井开拓方式矿井采用斜

2、井开拓。以一个采区二个走向长壁工作面保证产量。本方案优化原有系统，在提高可靠性、安全性的基础上，提高了矿井生产能力。工作面采用液压单体支柱配合铰接顶梁支护顶板，放炮落煤，人工辅助装煤。工业广场设在井口附近。2 资源可靠性评价井田范围内有5个钻孔，均见煤，井田资源可靠、煤层较稳定，地质构造已查清，开采条件中等。3 用户原煤主要销往云南及本地民用，市场较好。4 外部协作条件矿井和外部有多条公路相连，距320国道和贵昆铁路盘西支线较近。矿井交通十分方便。矿井所需的电源现已形成。矿井生活、生产用水系统已经形成。总之，本矿井的外部协作条件比较优越。5 开拓方案的主要技术经济指标：（1）设计生产能力：61

3、5万吨/年；（2）全员效率：2.0t/z；（3）井巷工程量：总长3456m。其中：岩巷430m；半煤岩巷2630m；岩巷120m。（4）劳动定员： 210 人；（5）项目总投资：520 万元；（6）建设工期：14 个月；（7）投资回收期：税前：1年；税后1.5年。6 综合评价煤层赋存稳定，地质构造已查清，水文地质条件简单，用户可靠，市场潜力大，为矿井建设提供了一定条件。矿井提高产量后具有较好的经济效益和社会效益。7 存在的问题小窑开采情况不清楚。8 建议（1）若采掘至邻近小窑，采空区时，应加强探放水工作，做到“有疑必探，先探后掘”。按规定留设安全煤柱。（2）有条件时应考虑煤炭的深加工，就地增值

4、，同时也提供更多的就业机会。（3）本矿若有与本方案中技术指标相类似设备，亦可使用，以节省投资。（4）地面建 构筑物必须留设足够的安全保护煤柱。第一章 井田概况及地质特征第一节 概 况一 交通位置焦化一矿位于火铺矿烂泥菁井田的北五采区境内。有大板至火铺的方镇公路穿过半矿，在火铺与320国道相接。距火铺5km，距红果火车站13km，交通方便。见交通位置图（图111）。二 地形地貌焦化一矿煤矿井田属构造剥蚀山地地貌，发育单面山。北西部由峨眉山玄武岩组地层构成坡，南东部由三叠系地层构成剥蚀坡，在构造坡与剥蚀坡之间由龙潭组地层组成不对称的单斜谷地。单面山与单斜谷地走向与地层走向一致，呈北东延伸。井田属中

5、切割的中山地形，地面多被第四系坡积物覆盖。井田内总体地势东南部高，西北部低。最高点位于东南边界偏南部，标高+1922m左右，最低点位于煤矿北东边界中部，标高+1737m左右，相对高差185m。三 水源条件焦化一矿在多年的生产中，已经逐步形成了生产 生活供水系统。系统可靠。四 电源条件电源已形成。一路来自火铺矿6KV转供电，拟新建一路，即由当地农网“T”接至矿井变电所。矿井现有的柴油发电机组备用。五 煤炭运销及经济效益目前本矿原煤主要销往云南及当地民用，供不应求，煤价看涨。煤矿经济效益较好。第二节 地质构造及煤层特征一 地层井田内及其邻近出露地层有二叠系上统峨眉山玄武岩组至三叠下统飞仙关组，现从

6、老到新分述如下：1 二叠系上统（P2）峨眉山玄武岩组（P2）出露于西北部外围。总厚度约345m。根据岩性特征分四段，从下而上为：第一段（P21）深灰色及灰绿色拉斑玄武岩玄武岩及伊丁玄武岩，夹紫色凝灰岩。厚约180m。第二段（P22）深灰色及绿灰色凝灰岩，凝灰质角砾岩及火山砾岩，夹玄武岩。下部为不稳定的含煤段，由紫色凝灰岩 铝土质泥岩、泥岩、炭质泥岩及煤层组成，含04层不稳定薄煤层。厚约98m。第三段（P23）灰绿色、灰色致密的凝灰质角砾岩、火山砾岩及玄武质火山砾岩。厚度3467m，平均50m。第四段（P24）绿灰色、紫色凝灰岩、凝灰质泥岩及凝灰质粉砂岩，岩性疏松易碎。厚度927m，平均17m。

7、与上覆龙潭组呈假整合接触。龙潭组（P2L）为井田内含煤地层，厚度194245m，平均224m。岩性由细碎屑岩、泥岩、煤层组成，夹似层状、结核状菱铁矿。底部有一层厚13m的铝土岩或铁铝岩。根据岩性分下 中 上三段。下段（P2L1）龙潭组底界（铝土岩与铝岩底界）24号煤层顶界。平均厚度50m。中段（P2L2）24号煤层顶界12号煤层顶界。平均厚度90m。上段（P2L3）10号煤层顶界龙潭组顶界（1号煤层顶板）。平均厚度100m。该煤矿现开采煤层属龙潭组中 、上段煤层。2 三叠系下统（T1）飞仙关组（T1f）出露于井田东南部及外围的大部地段，以砂岩为主夹泥岩。一般厚度524m。下部为灰绿色夹紫色的细

8、砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩及粉砂质泥岩。底部20m左右为灰绿色粉砂质泥岩或泥质粉砂岩。平均厚度145m；上部俗称紫色层，为红紫色、暗紫及紫色泥岩，粉砂岩，含白色蠕虫状方解石。夹多层细砂岩，并常夹有绿色砂质条带及白色灰岩条带。含瓣鳃类动物化石。平均厚度379m。3 第四系（Q）仅见全新统，在井田内不甚发育。为残积、坡积、洪积及冲积物，由砂土、粘土及砾石组成。厚度040m，一般10m左右。与下伏地层呈不整合接触。二 构造地层总体走向NE，倾向SE，倾角2835°，一般32°。矿井北部有与煤层走向斜交的一逆断层（F烂2），其倾向128°，倾角32°左右，断距12

9、15m。对矿井回采有一定影响。矿井底部+1650m水平有F烂18正断层，对矿井回采有一定影响，但影响程度不大。三 煤层龙潭组含煤层2849层，一般38层，含煤总厚2443m，平均34m，平均含数系数15%。煤层总体走向NE，倾向SE，倾角2835°，一般32°本煤矿主要开采煤层情况简述如下：1号煤层：属中厚煤层，全层厚度0.772.72m，一般为1.50m。含夹石13层，结构简单，比较稳定。3号煤层：属中厚煤层，全层厚度0.583.24m，一般为1.95m。含夹石01层，结构简单，对比可靠。5号煤层：全层厚度0.612.14m，一般为1.40m。含夹石02层，结构简单，对稳

10、定。7号煤层：全层厚度1.532.72m，一般为2.14m。含夹石1层，结构简单，对稳定。10号煤层：全层厚度03.27m，一般为1.56m。含夹石02层，不稳定。12号煤层：属中厚煤层，全层厚度1.044.13m，一般为2.58m。含夹石1层，结构简单，稳定。14号煤层：全层厚度06.28m，一般为2.27m。不稳定。17号煤层：属中厚煤层，全层厚度1.225.31m，一般为3.26m。结构简单，全层稳定。20号煤层：全层厚度0.603.16m，一般为1.44m。含夹石03层，结构简单，较稳定。24号煤层：属中厚煤层，全层厚度02.83米，一般为1.23米。结构简单，较稳定。四 煤质煤种为气

11、肥煤。其中12# 17#为肥煤。呈沥青光泽，树脂光泽。详见煤质特征表。表1-2-1。五 顶底板岩性1#、3# 、7#等煤层的顶底板岩性主要是粉砂岩，岩性基本稳定。10# 、17#煤层顶底板层间滑动较明显。六 瓦斯 煤尘和煤的自燃倾向及地温瓦斯：井田内煤层的瓦斯含量均较高。属高瓦斯矿井。煤尘：井田内煤层均有煤尘爆炸危险性。自燃：10# 、17#煤层自燃发火指数为四类（不自燃）。其他层不详，建议生产时补作。地温：井田内无比温异常现象，属地温正常矿井。七 矿井水文地质特征井田内龙潭组和飞仙关组下段主要由砂泥岩组成，该地层含浅部风化裂隙水，有泉点出露，愈往深部含水性愈微弱。井下煤层巷道中，顶板见有淋水

12、及滴水现象。第四系主要为坡积物、残积物，厚度一般10m左右，透水性强，有泉点出露，泉水流量动态变化大，主要受大气降水的控制。综上所述，本井田属以大气降水为主要补给来源的裂隙充水砂床，水文地质条件简单。第三节 勘探程度及可靠性1966年贵州省煤田地质局159队提交了火铺矿井北段（烂泥菁）煤矿地质最终报告（精查）。2002年7月，盘江矿务局火烧铺矿地质测量科提交了盘县火铺焦化一厂矿井地质报告从上述地质工作可以得出本矿井资源较可靠，煤层赋存较稳定，求获的地质储量比较可靠。建议在今后的巷道掘进和回采过程中，认真做好地质编录，并整理成生产地质报告，指导生产。第二章 井田开采第一节 井田境界及储量 一 井

13、田境界矿界范围拐点坐标如下：（北京坐标系）拐点XY1284242344327622843272443054328432724427544284203044226052842414442130形状为一较规则的四边形，走向长1.3301.470km，倾向宽0.5900.780km，面积约0.96km2。 二 储量1 储量计算范围及工业指标参加储量计算的煤层：1、3、5、7、12、17、24共7层煤。储量计算范围：西为煤层露头风氧化带下界及采空区边界，北 南以井田边界为界，东为煤层底板等高线+1660m标高。工业指标：计算能利用储量。井田内煤层倾角大于25°，根据一般地区炼焦用煤储量计算标

14、准，能利用储量煤层的最低可采厚度为0.60m，最高可采灰分为40%。根据盘县煤田以往勘探资料，本井田煤层露头风氧化带下界确定为垂深15m。2 储量计算方法和参数采用地质块段法在煤层底板等高线及储量计算图上以煤层真厚度和斜面积进行储量计算。各煤层均采用井下可见厚度的一般值。煤层厚度 容重详见矿井储量计算表211。表211储 量 计 算 表煤层号 倾角（°） 煤厚 (m)密度（t/m3）地质储量 (万t)永久性煤损失(万t)可采储量(万t)焦化厂保护煤柱村寨保护煤柱采面边界老空损失小计1331.581.4573.7230.050.4530.5043.223352.241.4582.583

15、7.480.4816.5254.4828.105351.7063.2231.970.3532.3231.557352.2773.2241.280.4214.6456.6416.5812352.58120.4820.110.7336.8483.5417353.26152.1035.630.9346.561065.5424351.2357.3957.390.3517.5739.82合计622.6198.96141.0831.1631.16274.91347.70预留的村寨保护煤柱，因村寨已搬迁，可转入可采储量。可采储量为：347.7+141.08=488.78（万t）。永久煤柱损失为：138.83

16、万t。第二节 矿井设计生产能力及服务年限一 矿井工作制度矿井设计按年工作日330d计算，每天三班作业，每班8h，每天净运输时间为1418h。二 矿井设计生产能力及服务年限1 生产能力设计规模为15万t/a。该能力是通过对优化生产系统，提高生产技术装备水平，合理采掘部署来到达。2 可采储量可采储量=（保存储量永久煤柱损失）×采区回采率经计算，本矿井永久性煤柱损失138.83万t，采区回采率取85%，可采储量为488.78万t。3 服务年限服务年限=可采储量/（井型×储量备用系数）储量备用系数取1.3，则：服务年限=488.78/（15×1.4） =23（年）根据计算

17、结果，矿井服务年限为23年。煤炭工业小型煤矿设计规定改选，扩建井设计服务年限可适当缩短（新建为25a）。第三节 井田开采一 开拓方案根据矿区范围内地形地貌和煤层赋存条件以及现存的开采状况，确定本矿开采方案为斜井开拓方式。主斜井沿7#煤层底板掘进至+1655m水平后，作集中运输石门揭开1# 、3#、5#、7# 煤层并与运输上山，回风上山相连形成系统。详见主斜井断面图（图221）。主斜井标高+1725m，倾角27°，落平后以石门揭露各煤层。开采顺序之上而下，即：13524。矿井采用抽出式通风。支护方式详见回风上山断面图（图222）。保留3#主井，主要用作排水，辅助提升，减轻矿井主提升的压

18、力。三 井筒装备与布置均利用原有井简改造。1 主斜井长240m，倾角24°，主要用于运煤、运材料、进风、排水、铺设管线和进出人员，铺设22kg钢轨，混凝土轨枕，提升较车，井简口50m砌碹，其他采用锚喷支护。井口标高+1746m。2 回风井长240m，倾角32°。主要承担采区回风。井简特征见表231。表231井 简 特 征 表井简名称井口坐标井口标高(m)方位角( °)倾角( °)井简长度(m)断面m2XY净掘进主斜井284280035440255+174690242406.927.62回风井284281535440350+178690322406.927

19、.62四 采煤方法1 采煤方法走向长壁采煤法。采面可调成伪倾斜。2 支护及顶板管理工作面采用单体液压支柱配铰接顶梁支护。支柱排距1.0m，柱距0.8m，“三五”排支护，最大控顶距5.2m，最小控顶距3.2m。全部陷落法管理顶板。3 落煤及运输方式钻眼爆破法落煤。工作面煤自溜。4 工作面长度及年推进度根据煤层厚度，结合工作的技术装备和矿井管理水平，确定工作面长度平均为50m，工作面回采率97%，年推进度1100m。年生产能力=回采产量+掘进煤 =（50×2×1.4×1100×0.95）+6000 =146300+6000 =152300（t/a） 15（万

20、t/a）五 采区巷道布置详见采掘工程及巷道布置平 剖面图（图1）。采区内煤流方向：工作面运输顺柱运输上山（自溜）井底煤仓集中运输石门主斜井地面。材料流向：地面主斜井井底车场集中运输石门回风上山各用料点。或：地面辅助上山回风上山各用料点。回采工作面设备配备见下表。表232回采工作面主要设备配备表（双面）序号设备名称型 号主要技术参数单位数 量使用备用合计1煤电钻GMZ12电压127v，N=1.2kw台4262发爆器MFB100每次引爆电雷管100发个6393回柱绞车JH8电压380/660v，N=6kw台2134单体支柱DZTS支柱高度最大2.5m根6251257505铰接顶梁HDIA1000根

21、625125750采区矸石及辅助运输：掘进矸石经回风上山集中运输石门主斜井地面排矸场。六 巷道掘进1 巷道断面及支护形式根据各类巷道的不同用途，满足运输 管线敷设 通风及行人安全的要求，确定其断面形式及大小，根据巷道服务年限及围岩岩性，决定其支护方式。主斜井 采区回风井的地表50m以及引风道为半圆拱形断面，采用料石砌碹支护，主斜井其它段采用锚喷支护。集中运输石门采用锚喷支护。煤巷及半煤岩巷采用11#工字钢架棚支护。2 巷道掘进进度指标巷道掘进均采用钻爆法，具体掘进进度指标详见井巷工程进度表233。表233井巷工程进度表序号巷道名称月进度（m/月）1岩石斜巷602半煤岩斜巷1203半煤岩平巷15

22、04开 切 眼2003 掘进工作面数目及配备设二个掘进头，掘进工作面设置配备详见表234。表234掘进工作面主要设备配备表（2个掘进头）序号设备名称型 号主要技术参数单位数 量使用备用合计1煤电钻GMZ1.2电压127v，1.2kw台4152岩石电钻EZ22.0电压127v，2.0kw台3143局 扇DSFA5风量1.53.8m3/s 2×5.5kw台3144探水钻TXU75A额定电压380v，4kw台2135发爆器MFB100每次引爆电雷管100发个6286潜水泵BQK15/20A2.2kw台2244 采掘比和矸石率预计矿井投产时，以二个炮采工作面，二个掘进工作面达到设计生产能力，

23、矿井采掘比例为1：1。预计矸石比例为年煤量的6%，即0.9万t/a。5 井巷工程量移交时井巷工程量，总长 3456m。其中：岩巷430m，半煤岩2630m，岩巷120m。 6 移交时的“三量”及可采期 煤量（万t） 可采期开拓煤量：102.87 5.28a准备煤量：43.22 2.22a回采煤量：14.41 8.86月 移交时的“三量”及可采期符合要求。第四节 施工工期一 施工准备由于本井的外部协作条件优越，设计考虑施工准备期2个月。二 技改工期经计算分析，开工后12个月，可完成全部工程，即总工期为14个月。第五节 通风与安全一 矿井灾害简述地质报告的瓦斯等级为超级瓦斯矿井；煤尘有爆炸危险性；

24、煤层按有自燃发火倾向管理。井田内无地温异常现象，属地温正常矿井。井田内水患主要以大气降水为主要补给来源的裂隙充水，老窑采空区积水及岩层间的层间水，本矿井水文地质条件较简单。但开采时应加强探放水工作，并采取相应的处理措施。煤层顶板条件较好，底板一般，局部地段遇水有底鼓现象。二 矿井通风（一）通风方式及通风系统的选择本矿井划分为一个水平，一个采区，采用抽出式通风方式。通风风路为：主斜井井底车场集中运输大巷运输顺槽工作面回风顺槽回风井引风道地面。（二）矿井风量负压计算1 风量计算（1）按最大班下井人数计算 Q=4×N×K其中：4每人需风量； N最大班下井人数，162人； K风量备

25、用系数，取1.45；计算得：Q=4×N×K=4×162×1.45=939.6m3/min =15.66m3/s（2）按各需风地点实际需用风计算：矿井风量：Q=（EQ采+EQ掘+EQ硐+EQ其它）×K矿式中：EQ采采煤工作面所需风量之和，本井以二个炮采工作面达产，配风10m3/s×2=20m3/s。 EQ掘掘进工作需所需风量之和，本井布置二个掘进工作面，配风3m3/s×2=6m3/s。 EQ硐各独立供风硐室所需风量之和，2m3/s。 EQ其它其它行人和维护巷道所需风量之和。按（EQ采+EQ掘+EQ硐）的10%计算，则： EQ其

26、它=（20+6+2）×10%=2.8(m3/s)所以，Q=（20+6+2+2.8）×1.15=35.42(m3/s)，取36m3/s。经以上计算，矿井供风量取最大值36m3/s。2 负压计算根据各用风点风量分配服务范围，本矿困难时期（计算至采区深部边界），矿井总风量36m3/s。负压为551.33Pa。详见矿井通风困难时期阻力计算表262。（三） 矿井等级孔按下公式计算：A=1.19Q/h0.5 。容易时期：A易1.19x36/444.490.5=2.03， 困难时期：A难1.19x36/551.330.5=1.82。三 通风设施1 通风设施为保证各采 掘工作面的风量并使风

27、流按规定流动，在风流流动的路线中设置存风门等通风构筑物。为防止爆炸性气体冲击主扇，在回风斜井井口设置防爆器。矿井主扇设有反风装置，在必要时可进行全矿井反风；引风道与回风井的夹角为3045°，引风道的长度比引风道开口至防爆门距离长1015m。2 防止漏风措施风门等通风构筑物应设置在围岩坚固稳定的通道中，并加强管理，经常检查维修。3 降低风阻措施（1）砌碹巷道应尽可能光滑，力求使巷道光滑平整，以降低风阻。（2）在容易产生局部阻力地点，应尽量减少局部阻力。巷道连接边缘应做成斜线或圆弧型，巷道转弯处应尽量避免直角转弯或小于90度转弯，并将转弯处内外侧按斜线或圆弧型施工，必要时应设置导风板。（

28、3）在日常通风管理中，应避免在主要巷道长期停放矿车、堆杂物，巷道应随时修复，保证完整并有足够的有效通风断面，以利风流畅通。安全部分详见第四章。第三章 矿井主要设备选型第一节 提升设备一 提升方式该矿井生产能力为15万t/a，斜井开拓。在主斜井地面设置一套提升设置作单钩串车混合提升，完成煤 矸石 设备和材料的提升 下放运输。二 设计依据1 主斜井提升斜长240m，倾角24°。2 工作制度：每年工作330天，每天三班提升。3 运输量：煤为152t/班、矸石为10t/班、材料为4车/班。4 运输容器：采用容量1m3侧卸式矿车，自重600kg，材料车MC16B，自重511kg。5 车场：井下

29、为双道起坡车场，井上为平车场；6 每天提升时间：18h。三 选型计算1 提升斜长L=240（m）2 一次提升循环时间T（s） T=2×L/Vm+90 式中：Vm初选提升速度，取2.5m/s。 则：T=2×240/2.5+90=282（s）3 一次提升量和矿车数确定（根据矿井年产量要求计算）（1）小时提升量AX（t/h） AX= 式中：A矿井年产量（t/a）； 1.25提升不均衡系数； 1.2提升能力富裕系数； 330年工作日数； 18日工作小时； AX=(1.25×1.2×150000)/(330×18)=37.88(t/h)（2）一次提升量Q

30、（t/次） 每小时提升次数： n=3600/230=15.65（次） 每次提升量 Q=AX×T/3600 =37.88×230/3600 =2.42(t/次)（3）一次提升的矿车数 Z1=Q/(Vc)=2.46(0.9×0.9×1)=3.04(辆) 式中： 装载系数，取0.9 煤的散集密度，取0.9 Vc矿车容积，1m3 Z1取4。即一次提升煤车4个或2个矸石车。四 提升钢丝绳选择（1）绳端荷载QmaxQmax=Z1(G1+G2)(sin+f1cos)+PL0(sin+f2cos) =4×(600+1000×0.9)(sin24

31、76;+0.015cos24°) +1.524×280(sin24°+0.3cos24°) =6000×0.42043+426.72×0.6808 =2813（kg）式中：P钢丝绳每米质量（kg/m） G1容器自重，kg G2货载重量，kg 井筒倾角 f1容器运行时的阻力系数，f1取0.015 f2钢丝绳运行时的阻力系数，f2取0.3 L0钢丝绳斜长=提升斜长+过卷斜长（m）（2）验算只考虑提物料，选用6×7同右20.5255特钢丝绳，其直径为d=20.5mm。按正式进行验算： QZm= Z1(G1+G2)(sin+f1co

32、s)+PL0(sin+f2cos) =24700/2813 =8.78>6.5式中：m计算的安全系数； QZ破断拉力总和：24700kg计算得：m=8.78>6.5，符合安全要求。此钢丝绳没有考虑提人，只考虑提物。五 提升绞车选型计算1 选型根据以上计算，主斜井选用GKT1.6×1.224型提升绞车，其绳速2.5m/s，最大净张力Fe=45KN。电机功率W=110kw，配套电控设备。一次提升3煤车或1个矸石车。2 提升绞车强度验算按正式进行验算：Fe>(Z1(G1+G2)(sin+f1cos)+PL0(sin+f2cos)/1000 =2813×9.8/1

33、000=27.56(KN)提升绞车强度满足要求。3 电机功率验算P= =(2813×9.8)×2.5/(1.02×0.9×1000) =75W>P. 所选电机满足要求。第二节 通风设备本矿为高瓦斯矿井，采用分区抽出式通风方式，当矿井初期风压和风量较小时可调节风机叶片安装角度，满足矿井通风要求。反风时采用风机反转反风。一 主扇设计依据1 矿井困难时期最大风量Qk=36m3/s。2 最大阻力：h1=551.33Pa见矿井通风困难时期阻力计算表262。表2-6-2矿井通风困难时期阻力表序号巷道名称支护方式巷道长度（m）净断面（m2）净周长（m）风阻系数（

34、N.S2/m4）×103风阻风量（m）负压（m）1主斜井碹2405.110.98157.78362042运输石门（反）锚喷905.110.9859.163676.663井底车场锚喷509.17111712.13183.934+1660水平大巷工钢架6004.89.317857.7518277.95采面运输顺槽工钢架4004.89.317571.831057.186采面单体支架506.410.84592.70109.277采面回风顺槽工钢架4004.89.316538.191053.828采区回风石门工钢架904.89.316121.101320.479采区回风上山碹1655.110.

35、916216.931870.2810引风道305.110.9717.26185.60小计501.21局部阻力50.12合 计551.33二 主扇选型计算结果1 扇风机风量Qb=1.05×36m3/s=37.8m3/s2 扇风机全压h全=h1+（h自+h扇速+h联）=551.33+211=762.33（Pa）3 电机功率（Pd）： Pd= =(1.15×37.8×762.33)/(102×0.8×0.85×9.8) =48.75(kw)4 选用K66No18.75型防爆轴流式通风机二台，一台工作，一台备用。电机功率55KW，风量1013

36、0m3/s，负压6003600Pa。第三节 排水设备及排水系统一 设计依据1 涌水量：3050m3/h2 排水垂高：主斜井井口标高+1746m，井底设置水仓，标高+1660m。排水垂高为：86m。二 选型计算水泵排水能力 BB=1.2×Q大=1.2×50=68(m3/h)水泵扬程 HB=Hg/hg=(86+5.5)/0.9=101.66（m）三 选型计算结果根据QB和HB选择额定值水泵，型号：4DA8离心泵。扬程127.8m，额定流量72m3/h。配备电机55kw，380v防爆电机。配备二台水泵，一台工作，一台备用。排水管选用YB23463114×4型钢管。排水管

37、经由主斜井至地下污水处理池。 四 排水系统 在辅助上山井底设置水仓，标高+1660m，容量按48小时正常涌水量计算为8x30=240m3/h。设两个相同容量的水仓，以便沉淀、清污。 实际生产中如果涌水量超过设计值，应按实际重新计算。第四章 安全措施（大纲）第一节 矿井灾害综述根据资料，本矿的主要灾害有：瓦斯：井田内煤层的瓦斯含量较高。属高瓦斯矿井。煤层自燃：井田内12、17煤层不自燃，其他煤层不详。应按有煤层自燃进行管理。煤尘爆炸性：井田内煤层均有煤尘爆炸危险性。矿井水文地质：本矿井属以大气降水为主要补给来源的裂隙充水矿床，水文地质条件简单。顶、底板：井田内各煤层顶板大多为粉砂岩、泥质粉砂岩，

38、属较稳定顶板。底板多为泥岩、粉砂岩和页岩，较不稳定。第二节 安全方案综述 一 瓦斯防治方案 1 该矿井按高沼气矿井进行管理。2 矿井通风应可靠，防止瓦斯超限和瓦斯积聚。要严格按煤矿安全规程和防治煤与瓦斯突出细则对人员下井机电设备、照明用具等进行管理。打开密闭或接近老窑采空区时，要按照事先制定并经批准的安全技术措施操作，以排除积聚的瓦斯。安全管理方面要随时掌握瓦斯涌出量的变化，及时处理存在的瓦斯隐患。3 通风系统必须按设计进行配置，以保证充足的风量。此外，必须按设计配备化学氧自救器，瓦斯检定器，便携式瓦斯检测报警器等。要按要求配备专职安全检测人员，保证通风管理和瓦斯监测管理。应根据井下瓦斯涌出量

39、变化情况及时调整风量，防止瓦斯事故发生。二 防止水灾方案本矿主要水患是老窑积水和地表水，矿井生产中应加强对老窑水探放，杜绝隐患，在回风巷水平施工时更应注意原有小窑积水，揭断层时亦应加强探放水工作，雨季来临时，应及时采取地面综合性防排水措施，严防地表水渗透到井下。在水塘和良田的下方必须留足保安煤柱，并不得回采，且巷道通过时必须采取切实有效的支护。三 预防顶底板灾害方案本井口煤层顶板较为稳定，生产中应加强支护管理；底板由于遇水易膨胀，造成底鼓，在底板管理中应消除积水危害。四 防尘方案设计采取综合防治方案，回采工作面放炮落煤后应加强通风，煤尘排净后方可进入工作面作业，尽可能进行洒水，降低浮尘。掘进工

40、作面采用湿式凿岩，尽可能喷雾洒水，掘进工人均配备防尘口罩。在所有粉尘较大的作业点应尽可能采取喷雾洒水等降尘措施。五 防止煤层自燃方案本矿井煤层按有自燃发火倾向进行管理。为确保安全，应配备CO监测器，随时监测采空区CO浓度，一旦浓度超限，应采取通风 洒水等措施以防止煤层自燃的发生。六 矿井救护方案依托盘县组建矿山救护队或本矿组建矿山救护小队，并按相应技术装备标准予以配备。第三节 矿井主要安全措施及安全选型一 安全措施1 为保证各采掘工作面和硐室的风量，并使风流按规定方向流动，在风流流动线路中设置有风门等构筑物。风门等通风构筑物的设置应坚固、稳定，并加强通风管理，及时进行检查与维修。为防止爆炸性气

41、体爆炸时冲击主扇，在回风井口设置防爆门。矿井主扇设有反风装置，必要时可进行全矿井反向通风。为降低风阻，砌碹表面应尽量光滑平整，巷道连接处应做成斜线或圆弧形，巷道拐弯处应尽量避免直角转弯或小于90度转弯，并使其内、外侧施工成斜线或圆弧形，必要时设置导风板。主要巷道中应避免停放矿车、堆放杂物，以利风流畅通。2 建立健全安全生产责任制，安全目标管理制度，安全隐患排查制度，安全检查制度等，并制定安全技术计划，对职工进行安全培训，未经培训不得上岗，特种作业人员必须持证上岗。3 必须购买和使用经过安全检验并取得煤矿专用产品安全标志的设备。4 入井人员必须戴安全帽，随身携带自救器和矿灯，严禁携带香烟及点火物

42、品及穿化纤衣服 喝酒下井作业。5 斜井必须设置躲避硐室及防滑、防跑车装置，井巷交叉地点须设置路标，安全出口须经常清理和维护。6 绞车信号等应由专职信号工发送，作业人员应熟悉其信号。7 井下作业场所邻近小窑采空区附近时，应做到有疑必探，先探后掘。防止出现透水事故。8 采煤工作面遇到顶板松软或破碎、过断层、过老空区 、过煤柱以及冒顶区时，均应制定安全技术措施。9 严格执行敲帮问顶制度。10 煤层进行分层开采时，下分层必须在再生顶板稳定区域进行回采，保证作业安全。11 采空区、原有老巷以及作废巷道应及时密闭。12 安全监控设置须定期调试和校正。13 地表水体、断层、老窑采空区与邻近井田的人为境界必须

43、按设计留设隔离煤柱。14 爆破作业必须编制爆破作业规范，并遵守煤矿安全规程的有关规定。二 抢救事故措施1 瓦斯 煤尘爆炸事故的抢救（1）组织救护队探明事故性质、地点和范围，由矿有关领导作出反风、限风或维持原通风系统的决定，防止第二次瓦斯爆炸。（2）全力以赴抢救伤亡人员，尽快恢复被破坏的设备和通风设施，及时组织救灾所需设备 器材。（3）发生瓦斯和煤尘爆炸时，所有灾区或受灾区威胁的人员积极进行自救和互救，立即佩带好自救器沿避灾线路、迎着新鲜风流方向撤离现场。2 水灾事故抢救一旦发生突水事故时，现场人员应迅速往高处走，由回采工作面回风顺槽采区回风上山回风井口安全出口撤离。3 火灾事故的抢救（1）迅速

44、查明火灾地点，灾区人员立即戴好自救器，迎着新鲜风流方向撤离现场。（2）切断火区电源，采取措施防止火灾向有人的方向巷道蔓延，积极抢救伤亡人员。（3）根据火区地点决定井下通风系统是否改变。（4）火灾初期立即组织力量灭火。4 冒顶事故的抢救（1）发现冒顶预兆来不及处理时，人员必须迅速撤离险区。（2）探明冒顶区范围、受害人数及可能所在位置，并决定抢救处理办法。（3）迅速恢复冒顶关闭区的正常通风，如一时不能恢复，则必须利用压风管 水管或打钻向埋压和堵截人员供给新鲜空气，必要时向遇难人员处开凿小巷道。（4）在抢救处理中，必须有专人检查与监视顶板情况，防止二次冒顶。（5）抢救中遇到大块石，严禁采用爆破方法处

45、理。三 灾害预防和处理1 组织职工认真学习煤矿安全规程、技术操作规程、作业规程和灾害防治计划，树立安全第一的思想。 2 矿领导和安全部门要认真检查灾害防治计划的落实情况。 3 必须有经过批准的下列图纸：矿井地质和水文地质图；井上下对照图；采区巷道布置及机械配备平剖面图；矿井通风系统图；矿井通风网络图；井下运输系统图；安全监测装备布置图；各种管路系统图；井上下供电 通讯系统图；井下避灾线路图；矿井生产监控、监视、监测系统图；安全监测系统井下传感器布置图；3 严格执行煤矿安全规程的有关规定。四 机构设置及人员配备1 安全机构的设置要按照煤矿安全规程规定和有关规定建立健全安全管理和监督机构，服从上级

46、安全管理和监察机构的监督与管理，并按规程和设计配备相应安全监督管理人员。2 加强安全装备的检查、维护和保养，确保设备正常工作。3 加强安全责任、安全目标管理、安全隐患排查制度4 加强安全培训。从事煤矿生产建设的职工均应强制性进行安全技术培训，经考试合格并取得安全资格证书方可上岗。矿领导应掌握矿井灾害预测、预防处理的应急措施，工人应掌握本岗位操作规程及有关设备、仪器、仪表的安全操作及故障排除以及矿山救护 创伤急救的基本知识，能做到抢救、自救和互救。矿井安全设备选型详见表431。表4-3-1矿井安全设备表序号名 称型号单位数量备注1化学氧自救器OSR-60台400下井人员每人一台，并配510%备用

47、量2自救器气密检查仪ZJ-2台2每200个自救器配一台3高速风表EYIIB数字式个14高中速风表APC-121个25微风表DFA-3个16风速表管校验仪SPY-2台17通风干湿表DHM1个28空盒气压计DYJ1-1个29空盒气压计DYM3-2个210双管水银气压表FYB3个111微压计KY1个212倾斜式微压计U型个113秒表个214矿井通风多参数检测仪JFY台215瓦斯检定器GWJ-1A台2516瓦斯检定器校正仪DJX-2台617瓦斯检定器综合校验台WZX-2台218便携式瓦斯检测报警器AZJ-85B台3019充电器CDQ-85台3020袖珍数字式瓦斯测定仪XZC-1个5021充电器XZC-

48、1台522智能瓦斯检测记录仪AZW-1台223头灯式瓦斯报警器KDJ-3B个3024煤层瓦斯压力测定仪ACW-1台225一氧化碳检定器AQY-50台326多种气体检定器AQJ-50台427氧气测量报警仪CY-87A台4第五章 地面设施第一节 地面工艺及总平面布置 一 地面工艺及平面布置矿井开采的原煤，主要用于炼焦、动力、气化和民用，属低低中灰、特低硫低硫、高灰熔点、高发热量肥气煤。地面生产系统本着生产环节简单、实用，节约投资原则，充分利用原有设施进行改造。该生产系统工艺流程为：井下原煤矿车原煤储煤场汽车外运。为了配合矿井的建设和生产需要，简化系统，在井口附近布置有坑木加工房、矿井机修间及材料库

49、、灯房、浴室及任务交待室等，承担矿井机电设备的日常维护和小修，以及维持矿井的正常工作；利用已有的受装煤系统；在井口附近，布置污水处理池，井下水及场地污水均经排水沟流至污水处理池处理后重复使用或达标排放，避免对环境造成污染。二 矸石运输及处理矿井生产所产生的矸石，通过矿车运至矿井工业广场作平场填方用或运至附近排矸场集中排放。 第二节 供电、供水及通讯一 供电1 供电电源该矿系改造矿井，已经形成一个回路(来至火铺矿的转供电)供电。另一电源拟由当地农网解决。现有的一台320kw柴油发电机可作备用。矿井供电电源是有保证的。2 供电负荷全矿用电设备32台，工作23台，设备总容量459.8kw，设备工作容

50、量321.65kw，吨煤综合电耗为8.56kw.h。矿井负荷统计见表521。3 变压器选择根据矿井电力负荷计算结果，选择1台KS7550/6的变压器，1台KS7315/10的变压器供井下用电，1台S7315/10变压器供地面用电。4 供电系统本矿井在工业场地附近设1台550KVA变压器、1台250KVA变压器和1台315KVA变压器分别向地面和井下供电。供地面的一台变压器中性点接地，供井下的两台变压器中性点不接地。供电设备配备见表522。供电设备配备表表522序号设 备 与 型 号1KS7为矿用一般型三相油浸式电力变压器，作为矿井的配电设备。2S7为三相油浸自冷或铜线低损耗电力变压器。3KYX-1为矿用一般型低压配电箱，供交流50HZ 660V或380V的三相三线系统的动力和127V照明配电回路之用。4PGL1为交流低压配电屏，供交流50HZ 额定工作电压不超过交