内江双鹰煤炭公司老鹰岩井辅助提升系统改造设计方案及内孔轴jd-1的数控加工工艺分析与编程

前言一、矿井概述内江市双鹰煤炭有限责任公司老鹰岩井位于资中县城南西210º，直线平距6.6km，矿区中心地理坐标为东经104º45′50″，北纬29º30′00″。行政区划属双河镇长堰村所辖。距资中—威远的省道交通干线仅2km，并有乡村公路与主干线相连，距资中县城16km，资（中）泥（河）铁路从矿区通过，并建有双河车站，交通方便。我院受内江市双鹰煤炭有限责任公司的委托，于2007年8月完成了内江市双鹰煤炭有限责任公司老鹰岩井扩建工程初步设计工作，矿井采用立井＋斜井综合开拓方式，中央并列通风方式，抽出式通风方法；矿井设计生产能力300kt/a（下元炭煤层生产能力150kt/a，高炭生产能力150kt/a），服务年限为约24a。该矿扩建工程于2008年11月竣工投产，四川省经济委员会组织专家进行验收，以川经煤炭函〔2008〕1342号《四川省经济委员会关于内江市双鹰煤炭有限责任公司老鹰岩井扩建工程综合竣工验收和煤炭生产许可证颁证条件验收的批复》，于2009年1月获得新的煤炭生产许可证，其证号为205110254003，有效期至2014年10月。由于该矿井高炭煤层资源已经枯竭，为了持续、稳定矿井生产规模，双鹰公司决定将原高炭煤层工作面移至下元炭煤层开采，因立井无法满足矿井提升、通风能力的需要，为了解决这一突出的严重矛盾，提高运输系统的能力，对提升系统的改造已迫在眉睫。因此，该公司决定对老鹰岩井辅助提升系统系统进行改造，受内江市双鹰煤炭有限责任公司的委托，我院承担《内江市双鹰煤炭有限责任公司老鹰岩井辅助提升系统改造设计》。内江市双鹰煤炭有限责任公司是一个全民股份所有制企业，其公司管理和技术力量较雄厚，有较为丰富的生产管理和安全管理经验，特别是具有开采下元炭煤层的经验，有一支从事煤矿生产的专业队伍，为该矿井进一步开发提供了人力资源。综上所述，设计认为，内江市双鹰煤炭有限责任公司老鹰岩矿井辅助提升系统改造，已具备充分必要条件，因而是可行的。二、编制设计的依据1、内江市双鹰煤炭有限责任公司“设计委托书”；2、采矿许可证；3、生产许可证；4、安全生产许可证；5、川经煤炭函[2008]1342号《关于内江双鹰煤炭有限责任公司老鹰岩井扩建工程综合竣工验收和煤炭生产许可证颁证条件的批复》。6、《煤炭工业小型煤矿设计规定》、《煤矿安全规程》和《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与煤开采规程》。7、内江市双鹰煤炭有限责任公司老鹰岩井提供的其它相关资料；8、《煤炭工业小型矿井设计规范》（GB50399-2006）；9、《煤矿安全规程》（2009年版）；10、国家工程建设有关的设计规范、技术规程等。三、设计编制的指导思想认真贯彻执行《煤炭工业小型矿井设计规范》（GB50399-2006）、《煤矿安全规程》及相关规定，结合矿井实际情况，遵循“技术可行、安全可靠、方便实用、经济合理”的原则，尽量采用与矿井相适应的技术、工艺、设备，四、项目投资及建设工期内江市双鹰煤炭有限责任公司老鹰岩井辅助提升系统系统改造工程建设静态概算投资为1297.05万元。其中：井巷工程：1143.47万元设备及工具器购置费：56.81万元安装工程(包括线缆工程)：11.93万元.工程预备费：84.85万元吨煤静态投资：43.24元/t建设工期：12.0月五、问题与建议1、本设计为老鹰岩井辅助提升系统改造专项设计，矿井生产和安全不属于此次设计范围，其相关内容以原初步设计和安全专篇为准。2、矿井须家河二段石英砂岩中，含油、含气、含盐，压力高，具有喷出性，施工中应采取切实可行措施进行防治，以防患于未然。3、该井存在铁路下压煤，按一般地表变形规律，（采深、采厚比达250倍），预计不会构成危险，但应建立地面岩层移动观测站，通过实测确认，并按有关规定执行。4、本设计为该矿井的辅助提升系统改造设计，提供了主要机电设备及器材目录，本着尽量利用现有设备的原则进行设计选型，建议对照现场现有的设备器材，本着缺啥买啥的原则购置，以免浪费。

第一章矿井基本条件第一节概况一、地理概况老鹰岩井位于资中县城210°方向、直距6.6km，属资中县双河镇长堰村管辖。矿区中心点地理坐标为东经104°45′50″，北纬29°30′00″，矿区范围面积12.3597km2，准采高炭、下元炭1、下元炭2煤层，高炭煤层准采标高为+320～+203m；下元炭1、下元炭2煤层准采标高+50～-228m。矿区距资中-威远的省道交通干线仅2km，并有乡村公路与主干线相连，距资中县城16km，资（中）-泥（河）铁路从矿区通过，并建有双河车站，交通方便。详见交通位置图2-1-1。二、地形地貌及气象条件井田处于四川盆地中部，地形为西北高、东南低，起伏较小的丘陵地带。最高点为西部的莲花寨，海拔标高+710m；最低点为东南部的葫芦寺，海拔标高+360m，相对高差350m。一般标高+400～+500m，无明显分水岭，呈低山丘陵地貌特点。据资中县气象站近年资料，全年阴天数达241d，晴天数达17d，无霜日335d；全年日照时数1263h，年平均气温17.4℃。年降雨量1037.6mm，夏季达580mm，冬季仅44mm，年蒸发量1175.5mm。降雪日数多年平均不足1d。相对湿度年平均80%。全年八级以上大风日数为43d，最大风速19m/s，一般1～2m/s，风向多为偏北风。老鹰岩井老鹰岩井图2-1-1老鹰岩井交通位置图三、水系及主要河流区内属沱江水域，区内无大的河流，仅有双河、断桥沟、玉河沟等山区小溪沟，由大气降水补给，水位涨落随季节变化甚大。双河流量0.012～52.99m3/s，其余溪沟流量为0.0013～2.68m3/s。四、人文状况井田内较大的场镇有双河镇、宋家乡。本区人口密度较大，工农业生产都较发达。工业主要有钢铁、矿山机械修造、水泥、食盐、煤炭等。农业盛产水稻、小麦、油菜、花生。五、环境状况由地形地质图分析，矿区范围内尚未发现有较大规模崩塌、滑坡体，建议矿山企业加强对地表地质灾害隐患排查、观测工作，实现矿山开发与环境保护协调发展，实践科学发展观。六、地震烈度《中国地震动参数区划图》（GB18306-2001）及《建筑抗震设计规范（2008版）》（GB50011-2001），资中县境内抗震设防烈度为Ⅵ度，设计基本地震加速度值为0.05g，设计地震第一组。第二节资源条件一、矿区地层区内地表出露地层为侏罗系中下统自流井组（J1-2z）、侏罗系中统新田沟组（J2x）及第四系（Q），且埋深较大（600～700m）。现将地层由新到老分别简述于下。（一）第四系（Q）厚0～7m，主要分布于山间冲沟两侧和地势低洼地带，堆积物主要为风化残坡积砂、粉砂、粘土、块碎石土及少许冲积层。（二）侏罗系中统新田沟组（J2x）区内仅见其下部，灰色长石石英砂岩，平均厚10m，砂岩之下有时见一层由油质砂岩、钙质胶结的砂岩等角砾岩，角砾岩厚1m。与下伏J1-2z呈假整合接触。（三）侏罗系中下统自流井组（J1-2z）在区域上可分为三段，即大安寨段、马鞍山段和东岳庙段。大安寨段（J1-2z3）：厚26m，上部为灰色厚层泥质灰岩，间夹钙质泥岩、泥岩；下部由黄灰、紫灰色钙质粘土夹灰色泥岩构成。马鞍山段：（J1-2z2）：平均厚112m，上部为紫红、灰、绿色泥岩夹泥灰岩，厚55m；中部为灰黄色薄～中厚层长石石英砂岩，厚7m；下部为紫红、灰绿色粘土岩，有时夹黄灰色泥质砂层，厚50m。东岳庙段（J1-2z1）：厚2～5m，由浅灰、深灰色薄～中厚层泥质灰岩，夹灰绿色、浅黄色薄层泥岩、钙质泥岩组成。（四）侏罗系下统珍珠冲组（J1z）厚28m，由紫红色砂质泥岩和褐黄色泥岩夹灰色、灰绿色薄层中～细粒长石石英砂岩组成。（五）三叠系上统须家河组（T3xj）区内含煤地层，共分为六段，地表可见第五、六段。第六段（T3xj6）厚49.37m，以泥岩、砂质泥岩和砂岩为主，底部含1～4层煤线，分别为老顶炭、泡炭、硬炭，仅硬炭局部可采。第五段（T3xj5）厚170m，以长石石英砂岩为主，夹少量泥岩、砂质泥岩。砂岩底部有时夹1～2层厚约0.4m角砾岩。第四段（T3xj4）厚约82m，由灰黑色炭质泥岩、砂质泥岩为主，夹粉砂岩、细砂岩，有时呈互层状产出。赋存有井田内次要可采煤层——高炭煤层，复合结构、煤质差，厚度变化大（0～1.35m）。第三段（T3xj3）厚57.15m，由深灰色中粒长石石英砂岩夹泥岩组成，底部有一层厚约0.07m砾岩状菱铁矿。第二段（T3xj2）厚46.6m，灰黑色砂质泥岩、泥岩夹较多薄层粉砂岩和细砂岩，其上部有时夹1～2层煤线。第一段（T3xj1）厚75m，以黑色碳质泥岩、砂质泥岩为主，夹砂岩、泥质砂岩，底部见灰褐、灰绿色泥岩、碳酸盐岩、角砾岩。区内主要含煤段之一，产下元炭（分为下元炭1和下元炭2）、中元炭和上元炭。其中下元炭2较稳定。与下伏T2l呈假整合接触。二、矿区构造井田在区域构造上位于资威穹隆背斜东部的倾没端部位，倾伏角约3°。背斜轴呈NE向延展。背斜两翼皆有次级小型褶皱，尤以背斜轴部附近为甚，在开采中应引以注意。在井田内共见断裂5条，其中F1地表迹象明显，其余为施工过程中发现的隐伏断裂。现择其要者简述与后。f3逆断层呈NNE～SSW延伸，长920m。断距近10m，位于断层之上138号孔为井田内四大喷气、喷水钻孔之一，更为严重的是在该断层SW约500m处131号孔喷气、喷水更为厉害，当钻孔揭穿T3xj1砂岩后，地下水喷出地表达16.14m，并喷出数吨原油和盐卤等。f4正断层呈NEE～SWW延伸840m，推测断距近10m，断层带上162号孔喷气、喷水厉害，在井深444.04m处遇天然气无法下钻。断层以北400m处161号孔，尽管离断层较远，喷气、喷水现象也十分明显。f5逆断层出露于矿区北侧Ⅱ勘探线上，呈SEE～NWW延伸，长1100m，倾向SW，断距＜10m。141钻孔揭露该断层，在井深534.9～536.95m岩芯异常破碎，且有涌水现象。综上可见，该区隐伏断裂及其附近地区是采煤作业的最大安全隐患区，加之下伏T2l为含油、含气层，更加大了危险因素的存在。总体来说，矿区地质构造复杂程度属中等类型。三、煤层、煤质（一）含煤性区内含煤地层为三叠系上统须家河组（T3xj），含煤层和煤线较多，具有工业价值者仅为下元炭、中元炭和高炭煤层，呈层状或似层状展布，延伸不稳定，厚度变化大。（二）可采煤层特征高炭煤层为井田内次要可采煤层，赋存于T3xj4上部，系复合结构，有0～5层夹矸，一般2～3层，厚0～1.35m，平均0.83m。中元炭煤层赋存于T3xj1中、上部，煤厚0～1.24m，平均0.11m。仅局部范围内可达工业厚度。下元炭2煤层为区内主采煤层，赋存于T3xj1中部，煤质较好，层位相对稳定。煤层厚度0～0.92m，平均0.37m；可采范围内煤层厚度可达0.40～0.70m。含1～2层夹矸。下元炭1煤层赋存于T3xj1下部，局部可采煤层，平均厚0.18m，局部可达0.70m。可采范围内煤层厚度0.58～0.77m，主要分布于双河镇北侧1km的局部地带。下元炭1煤层距下元炭2煤层0.05～6.48m，平均2.20m；下元炭2煤层距高炭煤层平均202.16m。（三）煤质高炭煤层呈黑灰～灰黑色，以暗煤为主，亮煤次之，亮煤呈条带状分布于暗煤之中，性硬多呈块状，光泽属暗淡至半暗淡型。下元炭2煤层呈黑色，以亮煤为主、暗煤次之，暗煤呈条带状，呈光亮至半光亮型；下元炭1煤层呈黑色，以亮煤为主，暗煤次之，夹线状镜煤及丝炭，为光亮至半光亮型。根据储量核实报告，各可采煤层原煤化学分析结果见表2-2-1。表2-2-1各可采煤层化学分析成果表项目煤层灰分Ad（%）挥发分Vdaf（%）全硫St,d（%）磷Pd（%）发热量Qgr.d（MJ/kg）高炭32.58～39.3320.000.30～1.060.00422.062下元炭222.7524.491.180.10622.062～26.962下元炭111.71～26.6417.77～25.270.21～1.150.10621.393～31.024（四）煤的分类及工业用途根据表煤炭质量分级国家标准（GB/T15224.1～3-2004），区内高炭煤层属高灰、特低～中硫、低热值煤；下元炭2煤层属中灰、中硫、低～高热值煤；下元炭1煤层属低～中灰、特低～中硫、低～高热值煤。根据中国煤炭分类国家标准（GB5751-86），高炭煤层属一～二号气肥煤（QF），可作动力、民用及发电用煤等；下元炭2、下元炭1煤层属1/3焦煤（1/3JM），洗精煤为冶金炼焦用煤，中煤用于发电。四、水文地质条件区内主采煤层高炭、下元炭赋存于T3xj5、T3xj1，因此，区内主要充水含水层为可采煤层顶板T3xj5、T3xj1砂岩裂隙含水层。须家河组第五段（T3xj5）以细～中粒长石石英砂岩为主，为裂隙含水层，地表仅在沟谷中出露上、中段，有泉井9个，老窑水17个，较大水池5个，泉流量一般0.006～0.015L/s。CK17、144号钻孔抽水试验，单位涌水量分别为0.00027、0.00021L/s·m，富水性较弱。水质为HCO3-Na·K型水，是开采高炭煤层时主要充水段。须家河组第一段（T3xj1）上部为中粒长石石英砂岩，钻孔揭露该含水层时，喷气、油、涌水者较多，131号孔钻进该层顶部时，喷气、涌水，水位高出地表达16.14m，并喷出数吨绿色原油；162号孔在T3xj1上部长石石英砂岩（井深444.04m）喷气、涌水；159号孔抽水试验，稳定水位高出地表41.68m，水位降低164.45m，单位涌水量0.001284L/s·m，并有少量气体逸出，水质为Cl-K·Na+Ca型水。是未来开采下元炭煤层时主要充水水源。另外，大气降水为区内地下水主要补给来源，老空水、断层破碎带水以及未封闭或封闭不良钻孔水为老鹰岩井主要充水因素，因此，老鹰岩井水文地质条件属中等类型。根据矿井提供资料，高炭煤层正常涌水量25m3/h，最大涌水量35m3/h；开采下元炭煤层枯水期矿井中涌水量约400～600m3/d，雨季涌水量约1800m3/d。五、其它开采技术条件（一）煤层顶、底板情况高炭煤层顶板为灰黑色泥岩、砂质泥岩，厚0～4.75m，平均1.00m，底板为灰黑色泥岩、砂质泥岩夹薄层泥质粉砂岩，厚3.70m。下元炭2煤层顶板上部为灰黑色泥岩、砂质泥岩，中、上部为细砂岩，厚3.72～11.72m，平均6.14m，顶板上21.94m为浅灰色细～中粒长石石英砂岩夹1～2层泥岩、砂质泥岩，含油、气、盐卤。底板为灰黑色泥岩、砂质泥岩夹薄层泥质粉砂岩，有时含油，下部为浅灰色细～中粒长石石英砂岩，厚0.05～6.48m，平均2.20m。下元炭1煤层顶板为深灰～灰黑色泥岩、砂质泥岩，有时含油，厚0.05～6.48m，平均2.20m，底板为粘土质泥岩、石英砂岩，层位稳定，厚0～11.16m，平均3.07m。（二）瓦斯根据内江市安全生产监督管理局（内安监救援【2009】218号）《关于全市矿山瓦斯等级鉴定结果的通知》，内江市双鹰公司老鹰岩井2009年绝对瓦斯涌出量为11.85m3/min，相对瓦斯涌出量为28.58m3/t，属高瓦斯矿井。（三）煤的自燃倾向及煤尘爆炸危险性根据四川省煤炭产品质量监督检验站2003年12月31日提交的报告，高炭煤层自燃倾向性等级为Ⅱ类，属自燃煤层；根据重庆煤炭质量监督检验站2005年1月19日提交的报告，下元炭2煤层自燃倾向性等级为Ⅰ类，属容易自燃煤层。各煤层均有煤尘爆炸危险性。（四）地温及冲击地压根据矿山周边矿井向家寨煤矿的资料，本区地温梯度小于3℃/100m，即地温增温级大于33m/℃，属地温正常区。根据地质报告和矿井实际揭露情况，并参照邻近同一井田开采同一煤层资料，井田属地压正常区，受冲击地压威胁可能性较小。第二章井田开拓第一节井田境界及储量一、井田境界内江市双鹰煤炭有限责任公司老鹰岩寺井位于资中县双河镇内。1987年建井，1990年投产。老鹰岩井现持《采矿许可证》是在2004年10月8日，由四川省国土资源厅颁布发的《采矿许可证》，证号为5100000420872。企业经济类型为有限责任公司。矿区范围共由42个拐点组成，准采高炭、下元炭1、下元炭2煤层，各拐点坐标如表2-1-1，面积12.3597km2，高炭采高为+320～+203m；下元炭1、下元炭2采高50m～-228m。表2-1-1内江市（老鹰岩井）采矿证拐点坐标一览表矿区拐点号X坐标Y坐标拐点号X坐标Y坐标高炭1328156535477300632837903547867023281870354772073283130354784753328304035477520832829903547790043283120354768159328268035477795532843403547788010328240535478215下元炭1下元炭21328195035480150173285510354772702328083035478600183285860354775103328184035477600193285870354793154328156535477300203286490354792605328187035477020213287065354794806328277035477415223287310354787257328304035477458233287375354785808328312035476820243287660354782709328403035477625253288125354787801032846653547755026328811035479070113285115354773402732878303547946512328502035478330283287400354797601332853903547861529328613535479960143285190354781603032849903547994015328546035477860313283515354797501632855803547766532328278035479190井田范围无相连的小煤窑，在井田西南方向有葫芦寺矿业公司，与本井有50m矿界煤柱相隔，在井田北部有兴达煤业公司，与本井之间有300m无煤冲刷带相隔。互无水力联系，对本井无影响。故矿权上无争议或纠分。二、储量1、地质储量根据四川省地勘局区域地质调查队2003年6月提交的《四川省资中县资威煤田内江市双鹰煤炭有限责任公司老鹰岩矿井下元炭储量核实报告》，在新增划下元炭煤层采矿权范围内，共核实111b+331+332级储量8192k。根据四川省地质矿产公司2007年9月提供的《内江市双鹰煤炭有限责任公司（老鹰岩井）高炭资源储量核实报告》，在高炭煤层开采范围内，共核实122b+333级储量1651.2kt。2、工业资源/储量矿井工业资源/储量应为地质资源量中探明的资源量331和控制的资源量332，经分类得出的经济的基础储量111b和122b、边际经济的基础储量2M11和2M22，连同地质资源量中推断的资源量333的大部。本矿井构造简单，333储量可信度系数按0.8计取，则矿井工业资源/储量为9756.2kt。各煤层工业资源/储量计算如下：高炭工业资源/储量=122b+333k=1216.2+435.0×0.8=1564.2kt3、矿井设计资源/储量矿井设计资源/储量应为矿井工业资源/储量减去计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑等永久煤柱。根据本矿煤层赋存位置及条件，矿井构造简单，无大的断层；地面仅一条小河和支线铁路通过，但煤层埋藏较深，开采对其影响应较小，无需留设其他煤柱（国土资源部门划界时已留煤柱）；因此矿井设计资源/储量即为矿井工业资源/储量。4、矿井设计可采储量矿井设计可采储量应为设计资源/储量减去主要井巷等煤量后与带区回采率的乘积，取带区回采率93%经计算，现矿井设计可采储量为约7216.8kt。第二节矿井设计生产能力及服务年限一、矿井工作制度矿井年工作日为330a，每天三班作业，两班采煤，一班准备，三班掘进。二、矿井设计生产能力矿井设计生产能力，系根据地质勘探程度和井田地质构造，储量、煤层生产能力、开采技术条件及市场供需情况等因素确定。2003年，通过技术改造，将原煤生产能力由90kt/a增至150kt/a，提升、通风、排水、运输等主干系统按210kt/a设计。当时预计投产时高炭煤层将开采完毕，而其生产能力全集中于下元炭。但根据矿井生产揭露和对地质勘探工作的加强，矿井原高炭煤层尚余较多储量，根据该矿2006年生产能力核定报告，高炭煤层生产能力为210kt/a，尚可服务8年左右；而原90kt/a增至150kt/a的扩建工程完毕后，高炭尚余较多资源。为合理利用已形成的高炭煤层和下元炭煤层生产系统，做大做强企业，设计拟对全矿井生产能力进行调整，拟将生产能力进一步扩大至300kt/a，下元炭生产能力不变仍然维持150kt/a，高炭煤层生产能力调整至150kt/a，待高炭煤层开采完毕后，利用下元炭进行接替。三、矿井及水平服务年限T=式中：ZK——矿井（或水平）的可采储量，万t；A——矿井（或水平）设计生产能力，万t/a；K——储量备用系数，取K＝1.3。经计算，矿井扩建投产后至5.0年期间，矿井生产能力为300kt/a；5.0年后，矿井生产能力为210kt/a，可采期为19.0年；全矿总服务年限为24.0年，矿井服务年限基本满足设计规范的要求。第三节井田开拓一、矿井开拓方式矿井现为立井+斜井综合开拓方式，立井担负矿井进风、运煤、行人等任务，斜井担负矿井进风、材料、矸石运输等任务，回风斜井担负矿井回风任务。二、水平划分根据煤层赋存情况和本矿井装备水平，由于井田倾斜长度6km较长，阶段斜长按500～600m左右划分，全矿井共划分3个水平，即：高炭+237m水平、下元炭-90m水平、下元炭-180m水平，但考虑到下元炭±0m以上尚有少量资源，增设一±0m辅助水平。三、大巷布置本矿井主采煤层下元炭2和局部开采煤层下元炭1均属极薄～薄煤层，且间距较近，平均2m左右。根据目前施工揭露，下元炭煤层底板为砾岩，而下元炭煤层和高炭顶底板为砂岩或砂质页岩，易于施工和维护，根据邻近矿井经验，设计拟将运输大巷和回风大巷均布置在煤层中。四、带区划分及开采顺序（一）带区划分根据该矿煤层赋存情况、井型和技术水平，设计以人为边界和自然边界相结合方式划分条带。沿走向每隔800m左右划分一个带区。每个带区倾斜长500～800m，走向宽800m。每个带区布置4个对拉工作面。全矿下元炭共划分为22个带区。（二）开采顺序本矿下元炭煤层有两层，即下元炭1、下元炭2。对于下元炭2和下元炭1煤层，则采用自上而下开采，即先开采下元炭2，然后开采下元炭1。带区采用前进式开采，采煤工作面后式开采，以井筒为基准向东西两翼边界方向进行开采。水平间一般采用下行式开采方式。第三章带区布置及装备第一节带区布置一、移交生产和达到设计能力时的带区数目，位置和工作面生产能力计算该矿开采两层煤：高炭和下元炭，层间距约280m。辅助提升系统改造结束后，高炭煤层资源已经枯竭，因此，本设计在下元炭煤层置三个对拉工作面。根据下元炭煤层赋存情况及开采技术条件，按倾斜条带布置，矿井改建移交生产和达到设计生产能力需布置三个条带：在±0m辅助水平XW2201带区布置一个对拉工作面，在－90m水平XE1101、XE1102带区各布置一个对拉工作面。见图F2225－163－1。矿井投产时和达产时，由XW2201、XE1101、XE1102三个带区（每个带区一个对拉工作面）保证矿井300kt/a的设计生产能力。三个带区三个对拉工作面生产能力按下面计算：A=LγMrC=690×200×0.45×1.6×0.97=96.4kt/a式中：AX——一个对拉工作面的生产能力，kt/a；L——工作面年推进度，690m；γ——一个对拉工作面长度，200m；M——煤层平均厚度，0.45m；r——煤的容重，1.6t/m3；C——工作面回采率，97%。考虑5%的掘进出煤，XW2201带区、XE1101和XE1102带区共三个对拉工作面生产能力：A2X=3×1.05×AX=3×1.05×96.4=303.7kt/a上述计算表明，矿井布置三个对拉工作面（倾斜条带）能达到303.7kt/a的矿井设计生产能力。二、开采顺序根据矿井的现状及主井井筒的位置，为节约投资，设计决定（立井井筒）东西两侧均采用带区前进开采。该矿系高瓦斯矿井，且瓦斯主要来源于采空区，为有利于采空区瓦斯的排放，设计决定倾斜条带（工作面）均采用后退式回采。第二节采煤方法一、采煤方法的选择及其依据（一）采煤方法的确定本井田内地质构造及水文地质条件均较简单，煤层倾角为3～4º，的顶板多为泥岩或砂质泥岩，厚度不稳定，其性脆易风化，开采中极易冒落，较难管理。根据上述开采技术条件及该矿多年来的生产经验，本矿井确定采用倾斜长壁采煤法。全部冒落法管理顶板。（二）工作面长度的确定本矿井为近水平极薄煤层，设计可采煤层为下元炭煤层。下元炭煤层亦系复合煤层，含夹矸1－2层；层位相对稳定，储量计算范围内平均纯煤厚0.45m；采高0.8m。根据高炭煤层和下元炭煤层平均煤厚及采高，在参考类似矿井的基础上，结合该矿以往的生产经验。各带区对拉工作面长确定为200m（100m×2）。二、工作面采煤、装煤、运输方式及设备选型该矿井设计生产能力300kt/a，属小型矿井。由于开采的下元炭为极薄煤层，且均为复合煤层。移交生产和达产需三个对拉工作面XW2201带区、XE1101和XE1102。平均纯煤厚0.45m；采高为0.8m。根据目前省内开采极薄煤层的实际生产水平，并结合该矿以往的实际生产经验，设计下元炭煤层回采工作面采用MG100-TP采煤机落煤，工作面安装SGD－420/22刮板运输机将煤炭运至运输斜巷中的SGD－420/30型刮板运输机上再由皮带外运。三、工作面支架及顶板管理方式下元炭煤层回采工作面选用DZ08－30/100单体液压支柱配HDJA-800铰接顶梁支护，采用全部冒落法管理顶板，工作面夹矸用于回风斜巷沿空留巷砌筑和充填采空区。四、采煤工作面循环环数，日进度、年进度采煤工作面每天3个循环，循环率按87%计，一个循环进0.8m，月进度57.5m，年进度690m。五、条带及工作面回采率经计算，带区回采率为95%，工作面回采率为97%，符合规范规定。六、生产时主要材料消耗指标生产时要材料消耗指标如下：雷管：7500发/万t；炸药：2500kg/万t；钢材：10t/万t；木材：30m3/万t第三节巷道掘进一、巷道断面及支护形式根据各巷道围岩性质，服务年限、运输、行人、通风等因素综合考虑确定。轨道暗斜井、水平运输大巷、回风斜井等为半圆拱，锚喷支护。工作面运输巷、工作面回风巷等采用梯形断面，金属支架支护。详见《巷道断面图册F2225-122》。二、掘进工作面个数、掘进机械设备配备矿井扩建投产时，3个对拉工作面回采，6个掘进工作面掘进。各掘进工作面各配备风动凿机（YT-27）2台，全液压侧卸式装岩机（ZCY-45）1台，局扇（BKJ5.5×2）1台，泥浆泵1台，混凝土喷射机1台。四、采掘比例关系和矸石率予计矿井达产时，3个对拉工作面回采，6个掘进工作面掘进，采掘比为3:6，根据确定的巷道掘进指标计算，回采工作面接替准备时间是充裕的。预计矿井的掘进出矸率为20%。五、井巷工程量和移交生产的三个煤量井巷工程量见表3-3-1表3-3-1井巷工程量汇总表顺序项目名称断面形状支护方式长度(m)掘进断面积(m2)掘进体积(m3)煤半煤岩计煤半煤岩计一带区1＋236～±0m轨道暗斜井半圆拱锚喷55855810.15635.85635.82±0m轨道石门半圆拱锚喷3063068.72662.22662.23±0m辅助水平运输大巷半圆拱锚喷4664669.14240.64240.64＋2m回风大巷半圆拱锚喷4104107.22952.02952.05－90m～±0m轨道暗斜井半圆拱锚喷2502508.72175.02175.0±0m辅助水平回风斜巷半圆拱锚喷5755757.24140.04140.06-90m西主石门半圆拱锚喷6066068.75272.25272.27工作面运输巷梯形金支6336335.83671.43671.49工作面回风巷梯形金支126512655.87337.07337.010工作面开切眼矩形单体支柱2002002.7540.0540.011其它梯形金支2002005.81160.01160.0合计546939786.0第四节移交标准及建井工期本矿井扩建投产时移交3个带区，3个对拉工作面。工作面总长度476～638m，井巷工程总长度5469m，掘进总体积39786m3。详见表3－3－1。辅助提升贯通路线长2166m，贯通工期12.0个月，若需形成XW2201带区XM220101、XW220102对拉工作面，则施工工期为16.0个月。第四章矿井通风与安全第一节矿井通风一、矿井瓦斯、煤尘、煤层自然发火、地温及冲击地压（一）矿井瓦斯1、瓦斯等级根据内江市安全生产监督管理局（内安监救援【2008】218号）《关于全市矿山瓦斯等级鉴定结果的通知》，内江市双鹰公司老鹰岩井2008年绝对瓦斯涌出量为11.85m3/min，相对瓦斯涌出量为28.58m3/t，属高瓦斯矿井。根据矿井开采下元炭实际情况，矿井下元炭瓦斯主要来源于采后破坏的煤层顶板须家河组二段砂岩含油含气层及掘进巷道遇裂隙导通雷口坡灰岩裂隙含气层。另外，本煤层瓦斯涌出、邻近煤层瓦斯涌出、围岩裂隙中瓦斯涌出也是下元炭瓦斯来源之一。据矿方提供的资料，该矿下元炭采煤工作面风排瓦斯量为3.85m3/min，工作面瓦斯抽采纯量为1.75m3/min，属高瓦斯矿井。2、矿井瓦斯涌出量预测根据上述资料分析，双鹰公司老鹰岩井二00八年度开采下元炭煤层标高在-90m以上，地面标高为+430m以上，开采平均深度在450m以上，都处于瓦斯风化带以下，故按下式确定a值：a=（H1－H0）/(q1－q0)式中：H1—瓦斯带内1水平的开采深度，m；H0—瓦斯风化带深度，m；取60m。Q1—在H1深度开采时的相对涌出量，m3/t；Q0—瓦斯风化带的相对涌出量，m3/t；取2m3/t。代入数据得：a=（450－60）/(28.58－2)=14.67m/（m3/t）。预计矿井技改投产时开采XE1101、XE1102、XW2201带区，开采最大深度为496.8m，预计矿井相对瓦斯涌出量为：q=（496.8－60）/14.67+2=31.78m3/t。根据周围生产矿井瓦斯等级签定相关参数，采用矿山统计法预测矿井瓦斯涌出量为31.78m3/t，绝对量为20.08m3／min，此时采煤工作面瓦斯涌出量为5.6m3／min，以此参数确定采煤工作面抽采和配风。（二）煤尘爆炸性根据四川省煤炭产品质量监督检验站2003年12月31日提交的报告，该矿所采高炭煤层有煤尘爆炸危险；根据重庆煤炭质量监督检验站2005年1月19日提交的报告，该矿所采的下元炭2有煤尘爆炸危险。因此在生产中必须采取除尘措施，设置隔爆设施，以防煤尘爆炸。（三）煤的自燃倾向性根据四川省煤炭产品质量监督检验站2003年12月31日提交的报告，该矿所采高炭煤层煤的自燃倾向性为自燃；根据重庆煤炭质量监督检验站2005年1月19日提交的报告，该矿所采的下元炭2煤层煤的自燃倾向性为容易自燃。因此在生产中必须采取防治自燃发火措施。（四）地温据矿井生产揭示，区内无地温异常区，井下温度较低，无热害危及矿井安全生产，据地质资料，深部区域也无地温异常区。(五)冲击地压矿井无冲击地压显现，属正常地压矿井。二、矿井通风方法及通风方式（一）通风方法由于该矿为高瓦斯矿井，选择抽出式通风方法通风。（二）通风方式矿井采用中央并列式通风方式。采煤工作面采用“W”型通风，掘进工作面采用局部通风机压入式通风。三、风井数目、位置、服务范围及服务时间矿井目前有3个井筒，即主立井、斜井和+436m回风斜井。主立井和斜井进风，+436m回风斜井回风。+436m回风斜井服务于整个矿井的开采时期。矿井技改后井筒不变。四、矿井总需风量、总阻力计算矿井风量计算方法依据《煤矿安全规程》和《采矿工程设计手册》，矿井技改后按照3个倾斜长壁对拉采煤工作面，6个掘进工作面，满足生产能力300kt/a进行计算。（一）矿井总需风量计算1、按井下同时工作的最多人数需要风量计算Q=4NK式中：N——井下同时工作的最多人数，人；4——每人每分钟供风标准，m3/min.人；K——矿井通风系数，矿井采用中央并列式通风，取1.25；Q=4×270×1.25=13503/min＝22.5m3/s2、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量进行计算Q=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它）K式中：∑Q采、∑Q掘、∑Q硐、∑Q它——分别为采煤工作面、掘进工作面、独立通风硐室及其它行人、维修巷道所需风量的总和，m3/min；K——矿井通风系数，矿井采用中央并列式通风，取1.25。（1）采煤工作面需风量计算①按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算Q采=100×q采×Kc式中：Q采——对拉采煤工作面供风量，m3/min；q采——对拉采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min。下元炭煤层瓦斯涌出量为5.6m3/min，煤层瓦斯抽采按31.25％（矿井目前实际抽采率），瓦斯抽采量为5.6×31.25％＝1.75m3/min，风排量为5.6-1.75＝3.85m3/min。Kc——工作面瓦斯涌出不均衡系数,取1.6。经计算，每个对拉采煤工作面Q采＝616.0m3/min。②按炸药使用量计算因该矿井采煤工作面为机采，采煤工作面只需少量炸药，故该项不进行风量计算。③按工作人员数量计算Q采=4nc式中：4——每人每分钟供风标准，m3/min.人；nc——每个采煤工作面同时工作的最多人数，取30人。经计算，每个采煤工作面Q采为120m3/min。④按工作面温度计算Q采=60×Vc×Sc×Ki式中：Vc——回采工作面适宜风速，取1.2m/s；Sc——回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，下元炭取3.2m2；Ki——工作面长度系数，取1.0。经计算，下元炭对拉工作面Q采＝462m3/min。⑤按风速验算15×Sc≤Q采≤240×Sc式中：Sc——回采工作面平均有效断面，有效断面在3.2m2，每个对拉采煤工作面取以上计算风量的最大值616.0m3/min。经验算，所配风量符合要求。（2）掘进工作面需风量计算①按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算Q采=100×q掘×kd式中：Q掘——掘进工作面供风量，m3/min；q掘——掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min，根据矿井生产实际下元炭煤层取0.75m3/min计算。kd——掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，炮掘工作面取2.0；经计算，每个掘进工作面Q掘＝150m3/min。②按炸药使用量计算Q掘=25Aj式中：Aj——掘进工作面一次使用最大炸药量，取5㎏；经计算，每个工作面Q掘＝125m3/min。③按局部通风机吸风量计算Q掘=Qf×I×kf式中：Qf——掘进工作面局部通风机额定风量，取120m3/min；I——掘进工作面同时运转的局部通风机台数，取1台；kf——风量备用系数，取1.43。经计算，每个掘进工作面Q掘＝171.6m3/min。④按工作人员数量计算Q掘=4nj式中：4——每人每分钟供风标准，m3/min.人；nj——掘进工作面同时工作的最多人数，取10人。经计算，每个工作面Q掘为24m3/min。⑤按风速验算15×Sj≤Q掘≤240×Sj式中：Sj——掘进工作面巷道过风断面，m2。掘进工作面取以上计算风量的最大值171.6m3/min，经验算，所配风量符合要求。（3）硐室配风量计算采区变电所、爆炸材料库及机车充电变流硐室为独立通风硐室。①采区变电所配风量计算矿井采区变电所为独立供风硐室，按采区变电所运行的变压器发热量进行计算：Q硐变＝Q硐变——采区变电所供风量,m3/min；3600——热功当量，1Kw·h=3600kJ；∑W——采区变电所中运行的变压器总功率(按全年中最大值计算)，Kw，本矿每个采区变电所中运行的变压器总功率为280Kw；θ——变压器发热系数，取0.03；ρ——空气密度，取1.2㎏/m3；Cp——空气的定压气热，取1.000kJ/㎏·K；Δt——采区变电所进回风温差，本矿采区变电所进回风温差为4℃。Q硐变＝＝105m3/min，本矿共有3个采区变电所∑Q硐变＝315m3/min。②爆炸材料库配风量计算按库内空气每小时更换4次计算Q硐爆＝Q硐爆——爆炸材料库硐室供风量，m3/min；4——爆炸材料库总容积的倍数；V——爆炸材料库总容积，1500m3；60——每小时分钟数。Q爆＝＝100m3/min③充电硐室配风量计算按其回风流中氢气浓度小于0.5%计算。Q硐充＝200qdqd——充电硐室在充电时产生的氢气量，m3/min，取0.7m3/minQ硐充＝200×0.7×2＝280m3/min∑Q硐＝∑Q硐变+∑Q硐爆+∑Q硐充＝315+100+280=695m3/min（4）其它维修、行人巷道配风量计算矿井技改投产时其它维修、行人巷道配风∑Q它为600m3/min。矿井技改投产时总需风量为：Q技改=（616×3＋171.6×6＋695＋600）×1.25=5215.75m3/min=86.93m3/s取87.0m3/s3、矿井风量分配矿井技改投产时，3个对拉采煤工作面、6个掘进工作面，根据用风地点的实际需要配风如下：每个对拉采煤工作面配风12.0m3/s，采煤工作面共配风36.0m3/s；每个掘进工作面配风4.0m3/s，6个掘进工作面共配风24.0m3/s，硐室和其它维修行人地点共配风27.0m3/s。矿井总风量为87.0m3/s。矿井技改投产时风量分配见表5-4-1。（二）矿井通风总阻力计算1、通风摩擦阻力计算公式如下：h=式中：h——通风摩擦阻力，Pa；α——井巷摩擦阻力系数，N.S2/m4L——井巷长度，m；P——井巷净断面周长，m；Q——通风井巷的风量，m3/s；S——井巷净断面面积，m2；通风局部阻力取同时期摩擦阻力的15％。经计算，矿井技改投产时，回风斜井通风阻力为1417Pa(详见表5-2-2)，风量为87.0m3/s。

表4-4-1矿井技改投产时风量分配表用风类别用风地点配风量（m3/s）采煤XW220101采煤工作面6.0XW220101采煤工作面6.0XE110101采煤工作面6.0XE110102采煤工作面6.0XE110201采煤工作面6.0XE110202采煤工作面6.0小计36.0掘进1#掘进工作面4.02#掘进工作面4.03#掘进工作面4.04#掘进工作面4.05#掘进工作面4.06#掘进工作面4.0小计24.0硐室带区变电所（三个）6.0爆破材料库3.0充电变流硐室（二个）6.0小计15.0其它联络巷及回风巷（六条）12.0小计12.0合计87.02、矿井自然风压和矿井总阻力：由于矿井采用立井+斜井综合开拓，主立井井深为522m，已超过400m，需计算矿井的自然风压，自然风压计算如下：采用平均密度法计算自然矿井风压：式中：he——矿井自然风压，Pa；Z——进、回风井间空气柱的垂直高度522m；ρ1—进风侧空气柱的平均密度，kg/m3；ρ2—回风侧空气柱的平均密度，kg/m3；其中：ρ=；g—重力加速度,取9.8m/s2；Pi—进风侧（地表）平均大气压力为101000Pa，回风侧平均大气压为100800Pa；t—温度，℃，进风侧空气柱的平均温度为21℃，回风侧空气柱的平均温度为24℃。ρ1=＝1.197ρ2=＝1.184＝67.0Pa则矿井技改投产时：h易＝1417Pa－67Pa=1350Pah难＝1417Pa＋67Pa=1484Pa经计算矿井技改投产时通风阻力：容易为1350Pa，困难为1484Pa。（三）对矿井通风状况的评价1、矿井通风的总风阻：矿井技改投产时：R==0.1961N.S2/m82、矿井等积孔矿井技改投产时：A=1.19Q/=2.69m2表4-2-2内江市老鹰岩煤矿通风负压计算表序号巷道名称断面形状支护方式阻力系数净周长巷道长净断面风量风阻风速负压αP（m）L（m）S（㎡)Q（m3)R（kµ）V（m/s)1主立井圆形混凝土0.003917.352223.866.00.002612.7711.382井底车场半圆拱砌碹0.00512.110010.166.00.005876.5325.583-90m东主石门半圆拱砌碹0.00512.13010.156.00.001765.545.524-90m东主石门半圆拱砌碹0.00512.122510.155.00.013215.4539.975-90m东主石门半圆拱砌碹0.00512.18910.152.00.005235.1514.136-90m水平运输大巷半圆拱砌碹0.0059.54966.326.00.094224.1363.697-90m水平运输大巷半圆拱砌碹0.0059.51006.322.00.0193.499.198工作面运输巷梯形金属支架0.028.65054.512.00.95322.67137.269采煤工作面矩形金属支柱0.0357.21003.26.00.769041.8827.6910工作面回风巷梯形金属支架0.0284823.96.01.300091.5446.8011-88m回风大巷半圆拱砌碹0.0058.72005.216.00.061873.0815.8412-88m回风大巷半圆拱砌碹0.0058.74795.226.00.148195.00100.1813-88m回风大巷半圆拱砌碹0.0058.71245.229.00.038365.5832.2614-90m回风石门半圆拱砌碹0.00512.128310.155.00.016625.4550.2715回风上山半圆拱砌碹0.00511.62559.358.00.018396.2461.8616回风上山半圆拱砌碹0.00511.6729.360.00.005196.4518.6917下元炭总回风上山半圆拱砌碹0.00512.551310.885.00.036997.87267.2618下元炭总回风斜巷半圆拱砌碹0.00511.61879.353.00.013485.7037.8819+436m回风斜井半圆拱砌碹0.00611.63359.387.00.028999.35219.4020+436m回风斜井半圆拱砌碹0.00611.6509.387.00.004339.3532.7521引风道半圆拱混凝土硁0.003911.6359.387.00.001979.3514.9022小计1232.5023加15%局部阻力184.8724合计1417该矿井技改投产时通风阻力等级为小阻力通风，通风难易程度为容易。五、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施（一）通风设施1、为使风流按拟定路线流动，控制各用风地点的风量，在井下的有关巷道中设置了风门、调节风门、密闭墙等通风构筑物。2、当进风井筒、进风巷道及井下主要地点发生火灾，为避免火灾事故的扩大需要反风时，可通过回风井的轴流式通风机反转实现反风。（二）防止漏风的措施1、巷道掘进时应加强通风管理。风筒力求吊挂平直，局部通风机应垫高（或悬挂）保持与风筒成一直线；注意不断改进柔性风筒的接头方法以减少漏风，必须保证掘进工作面有足够的风量。2、生产中应加强通风管理，采取行之有效的措施，把采空区漏风减少到最低限度。3、风门、风墙及调节风窗等通风构筑物应尽量设置在围岩坚固、地压稳定的地点。4、采过的采区和工作面应及时封闭，以尽量避免采空区或附近煤柱裂隙漏风量增加。5、降低用风地点的风阻，以减少其邻近漏风通路的漏风量。6、生产时应设专人负责通风构筑物的检查与维修。（三）降低风阻措施1、要维护好各条井筒、主要运输大巷、回风大巷、回风井等主要巷道，适当增加巷道断面积，以降低通风风阻，提高通风等积孔。2、矿井要遵循正规的采掘作业顺序和回采工艺，缩短通风路线，降低通风风阻。3、砌碹巷道的周壁应尽可能光滑，金属支架支护的巷道要刹帮背顶且架设整齐。4、扩大巷道断面是降低摩擦阻力的主要措施，会使摩擦阻力显著地减少。5、进入风硐的转弯处，除做成圆滑的壁面外，还应设置导风板。第二节矿井瓦斯抽放一、矿井瓦斯抽采现状内江市双鹰公司老鹰岩煤矿目前瓦斯抽采实际情况：矿井瓦斯抽采纯量为3.5m3/min，每个下元炭煤层采煤对拉工作面瓦斯抽采量为1.75m3/min，有两个下元炭煤层对拉采煤工作面生产。对拉采煤工作面实际配风量为550m3/min，对拉采煤工作面回风瓦斯浓度最大为0.7%，满足回采工作面安全生产要求。二、矿井技改后瓦斯抽采规模矿井技改投产时，有三个下元炭煤层对拉采煤工作面，每个对拉采煤工作面瓦斯抽采规模仍按1.75m3/min计算，矿井瓦斯抽采规模为5.25m3/min，同时按10%的抽采不均衡系数计算，矿井瓦斯抽采规模调整后为5.8m3/min。工作面配风量为360m3/min，能够满足回采工作面瓦斯超限治理需要。三、矿井初步设计瓦斯抽采能力（一）矿井设计抽采规模矿井斯抽采规模为：10.59m3/min。（二）抽采瓦斯方法选用采空区瓦斯抽放和围岩瓦斯抽放方法。1、采空区瓦斯抽放方法采煤工作面回采结束后，密闭工作面进、回风巷，采用插管抽放方法抽采采空区瓦斯。2、围岩瓦斯抽放方法在采煤工作面的进、回风巷中，每隔15m向顶板含油气层布置一组钻孔抽采顶板含油气层瓦斯。若掘进工作面遇裂隙、断层等导通雷口坡组含油气层，则由掘进巷道向裂隙带或断层带施工钻孔进行抽放。（三）抽采参数1、抽放时间：根据钻孔控制区域的瓦斯储量和抽出率来确定，统计分析各处瓦斯的抽放量和抽出率，确定抽出时间。2、抽放负压：钻孔孔口抽放负压不低于13kPa。3、矿井抽出率：瓦斯抽采率为31.25%。4、钻孔直径：抽放钻孔直径为65mm。5、钻孔长度：钻孔长度20~60m。6、钻孔间距：在采煤工作面的进、回风巷中，每隔10m向顶板含油气层布置一组钻孔抽采顶板含油气层瓦斯。钻孔终孔间距10m。（四）钻场及钻孔布置在采煤工作面的进、回风巷中，每隔15m向布置一个钻场，向顶板含油气层布置7个钻孔抽采顶板含油气层瓦斯，钻孔终孔间距15m。（五）抽放泵型号矿采用2BE353-0型水环式真空泵，共2套（其中1套备用），其参数见表4-5-1。表4-5-12BE353-0型水环式真空泵主要技术参数型号最高吸入负压（KPa）最大抽气量（m3/min）转速(r/min)电机功率(Kw)耗水量（L/min）2BE353-0-96.773.349011080四、结论矿井现使用的瓦斯抽采系统是按10.59m3/min设计，矿井技改投产时，矿井瓦斯抽采规模达到5.8m3/min，就能满足矿井瓦斯超限治理要求，因而现有矿井瓦斯抽采系统能满足矿井技改后矿井瓦斯抽采需要，不对矿井瓦斯抽采系统进行重新设计。五、抽采瓦斯组织管理及主要安全技术措施本矿井瓦斯抽放工作制度为三班制。为了保证安全、正常地进行瓦斯抽放工作，提高瓦斯抽放效果，按照《煤矿安全规程》和《矿井瓦斯抽放管理规范》的有关规定，在安全和组织管理方面考虑了以下措施。（一）组织管理1、建立抽放瓦斯的专门机构，配备专业施工队伍，负责瓦斯抽放工程的施工和日常管理工作。所有人员必须经过培训合格后才能上岗。2、瓦斯移动泵站的设备和管路系统除日常检查外，应建立定期检查维修制度。3、在各抽放区主管和分支管路上安设有瓦斯流量、浓度、负压等检测装置，同时还配备专人定期进行巡回检测，以便掌握不同地点的抽放状况。此外，还配有专人进行放水和管路维护，处理管路积水和漏气，以保证管路畅通无阻。4、对抽放方法及其有关参数，需在抽放实践中进一步考察和验证，确定合理的综合抽放方法。达到合理布置钻孔，提高抽放效果。（二）钻孔设计及施工1、钻孔设计（1）各种钻孔设计必须说明钻孔的性质、目的、用途、参数（包括方位、倾角、孔深、开孔位置、终孔位置、孔径、封孔长度、投入抽放时间等）。（2）钻孔设计经总工程师批准后，方能安排施工。局部地点补孔、修改设计由单位技术负责人批准并经通风部门同意后方可安排施工。2、钻孔施工管理（1）放线抽放钻孔由施工队放线，现场标明钻场编号和每个钻孔的开孔及钻孔中线。（2）施工与终孔①开孔时施钻人员必须核对孔号及参数，确认无误后方可开钻。②钻孔如达到设计长度仍未见设计终孔层位不得终孔，但已超设计长度10米以上，施工队将问题反映到通风科，由通风科牵头会同生产部研究分析修改设计后施工。③现场条件变化需修改设计参数，必须经通风科同意，否则不得施工。（3）钻孔方位、倾角误差不超过±20。（4）钻孔施工时，钻孔必须作好原始记录，准确记录钻孔实际参数，煤岩位置及长度和其它异常情况。（5）在井下钻孔地点，安设有瓦斯遥测断电仪，一旦瓦斯超限，自动切断钻机电源，并发出报警。打钻人员应及时撤离施工地点。在打钻过程中，如遇钻孔瓦斯压力和涌出量较大时，应加强通风并采取防止瓦斯喷出的措施，以保证施工人员的安全。（6）钻机的操作人员必须经过专门培训后方可上机的操作，必须严格遵循钻机的操作规程和安全注意事项。操作人员不能靠近旋转部件和滑动部件站立；不能把手放在夹盘和钻杆夹持器之间；不能穿太松的衣服和使用手动工具；在马达和水泵周围须安设保护装置；操作者应严密注视着钻杆的位置和它的运动，防止钻杆被卡住；助手不要正对着站在钻杆的后面。3、封孔与投入抽放（1）施工期间钻场内已施工钻孔应临时封堵或引排到巷道风流中，不得出现瓦斯超限。钻场结束后一周内必须按质量标准封孔。（2）钻孔封孔后一周内必须投入抽放。（3）封孔必须采用机械封孔，严禁采用手工和倒浆方式封孔。4、抽放系统管理（1）抽放瓦斯移动泵站内配有自动监测装置，监测抽放管内的瓦斯流量、浓度、负压和泵房内的瓦斯浓度、真空泵供水状态等参数，一旦出现异常，自动切断真空泵电机电源。（2）瓦斯抽放系统运行前，必须对瓦斯抽放泵及管路系统进行全面检查维修，检查内容：瓦斯抽放泵电器设备的完好，水电闭锁、瓦斯电闭锁、供水及排水系统等。正负压侧管路的密封，管路内的锈垢等，确认无问题方可正常运行。（3）新安装的抽放管路，使用前须使用压风冲刷，且在抽放管路负压侧安装铁筛网装置过滤。必须保护好瓦斯抽放管路（为方便识别，抽放管路涂红色防腐漆），严禁砸撞管路，一旦撞坏，必须立即通知移动泵站司机停泵，并汇报调度室处理。（4）加强瓦斯抽放泵正、负压侧管路检查和维修，每天安排专人对所有管路进行巡回检修，发现问题及时处理，确保抽放管路处于完好状况。（5）加强井下放水工作，杜绝水堵，每班必须走遍全区各放水点，并有针对性地加强重点区域及水量大的点的放水。第五章提升、通风设备第一节提升系统一、矿车矿井辅助提升系统改造后，需要增加各类型的矿车数量，其中采煤机采用拆卸运输（最大不可拆卸部件重量为4t）。矿车类型及数量见表5-1-1。表5-1-1矿车规格表矿车类型型号载重量（t）轨距（mm）轴距（mm）外型尺寸（mm）自重（kg）数量（辆）名义最大长宽高1t固定式矿车MGC1.1-6A11.860055020008801150592501t材料车MLC1-6A1260055020008801150494101t平板车MPC1-6A12600550200088041046483t平板车MPC3-635.56001100240010504155305二、+236m～±0m轨道暗斜井为了满足运输的需要，改造后的+236m～±0m轨道暗斜井（斜长为558m、倾角为25°）采用双滚筒提升，担负±0m水平的辅助运输任务。（一）设计依据1、提升能力：矸石30kt/a、材料、设备等；2、矿车型号：MGC1.1-6A型固定式矿车3、提升型式：单绳缠绕式提升；4、井筒参数：斜长为558m；倾角为25°；5、设备：4次/班；6、炸药：2次/班；7、雷管：2次/班；8、木材：4次/班；9、钢材：4次/班；10、车场型式：上、下平车场，L=20m；11、工作制度：年工作日330d，每天净提升时间为12h。（二）设备选型1、一次提升矿车数初选速度v=3.42m/s，计算一次提升循环时间为T=235sQ=1.25AT/（3600×330×t×0.9）=1.25×150000×235/（3600×330×12×0.9）=3.43t一次提升3辆装矸车（每辆载重1.8×0.85=1.53t）时，下放4辆空车（0.592t）或2辆材料车或2辆平板车。2、钢丝绳选择绳端荷重：Qd=n（q+q0）（sinβ+ω1cosβ）=3×（1530+592）×（sin25°+0.015×cos25°）=2777kg提升选用6V×24+7FC-20-1570-Ⅰ-光型钢丝绳，d=20mm，Pk=1.49kg/m，ο=1570MPa，F0=24364kg。最大静张力：F=n（q+q0）（sinβ+ω1cosβ）+LPk（sinβ+ω2×cosβ）=3×（1530+592）×（sin25°+0.015×cos25°）+1.49×598×（sin25°+0.2×cos25°）=3315kg安全系数校核：m=F0/F=24364/3315=7.4＞6.5钢丝绳安全系数符合《煤矿安全规程》的规定。3、提升绞车选择确定滚筒直径：Dg=60×20=1200mm+236m～±0m轨道暗斜井选用1台2JTPB-1.6×1.2/24（加宽）型提升绞车，绞车允许最大静张力为4500㎏、允许最大静张力差为3000㎏；滚筒直径为1600㎜、宽度为1200㎜；绞车配置1台YB2315M-6型隔爆电动机（90kW，660V，980r/min，4.15kg/m2，94.5%），提升速度为3.42m/s。4、提升绞车验算：缠绳层数：KC=（L+30+7Dπ）（d+ε）/（DpBπ）=（628+35.2）×22/（1968×π）=2.4＜3最大静张力：FZ=n（q+q0）（sinβ+ω1cosβ）+LPk（sinβ+ω2×cosβ）=4×1592×（sin25°+0.015×cos25°）+1.49×598×（sin25°+0.2×cos25°）=3315kg＜4500kg最大静张力差：FC=n（q+q0）（sinβ+ω1cosβ）+LPk（sinβ+ω2×cosβ）-nq0（sinβ+ω1cosβ）=3315-4×592×（sin25°+0.015×cos25°）=2282kg＜3000kg等效力：Fdx=1920kg等效功率：Ndx=1.1Fdxv/（102ηc）=1.1×1920×3.42/（102×0.85）=84kW＜90kW过载系数：λ’=Fmv/（102ηcηdN）=3463×3.42/（102×0.85×0.945×90）=1.61＜2.0×0.85=1.7所配置的电动机是合适的，符合要求。5、其它选取天轮：Dt=40×20=800mm，选用TD1000/800型游动天轮。选用ZDC30-1.5型常闭式斜井防跑车装置一套。选用单道、600mm轨距的阻车器。提升绞车配置隔爆变频调速控制装置，以便节能运行。6、最大班提升平衡表表5-1-2最大班提升时间平衡表提升项目提升量一次提升量实际提升次数一次提升循环时间（s）提升时间（s）矸石41.31t4.59t92352115木材4235940钢材4235940炸药2295590雷管2295590设备4235940其他52351175合计最大班提升时间为7290s，即2h≤6h7290提升能力：A=3600×330×12×4.59/（1.15×235）=241.6kt/a提升富余系数为241.6/150=1.61，满足矿井生产的要求。7、提升系统布置及速度、力学性能提升系统布置见图5-1-1，提升系统速度、力学性能见图5-1-2。图5-1-1+237m～±0m轨道暗斜井提升系统图图5-1-2+236m～±0m轨道暗斜井提升速度图、力图三、±0m～-90m轨道上山为了满足运输的需要，改造后的±0m～-90m轨道上山（斜长为250m、倾角为20°）采用单滚筒提升，担负-90m水平的辅助运输任务。（一）设计依据1、年提升量：提升材料、设备等；2、矿车型号：MLC1-6A型材料车、MPC1-6A型平板车；3、提升型式：单绳缠绕式提升；4、井筒参数：斜长为250m；倾角为20°；5、设备：2次/班；6、炸药：1次/班；7、雷管：1次/班；8、木材：2次/班；9、钢材：2次/班；10、车场型式：上、下平车场，L=15m；11、工作制度：年工作日330d，每天净提升时间为12h。（二）设备选型1、一次提升矿车数提升普通设备或材料（≤2t）时，一次提升或下放2辆材料车或2辆平板车。当提升较大件设备（2～4t）时，只提升或下放1辆MPC3-6型3t平板车。2、钢丝绳选择绳端荷重：Qd=n（q+q0）（sinβ+ω1cosβ）=2×2464×（sin20°+0.015×cos20°）=1755kg提升选用6V×24+7FC-20-1570-Ⅰ-光型钢丝绳，d=20mm，Pk=1.49kg/m，ο=1570MPa，F0=24364kg。最大静张力：F=n（q+q0）（sinβ+ω1cosβ）+LPk（sinβ+ω2×cosβ）=2×2464×（sin20°+0.015×cos20°）+1.49×280×（sin20°+0.2×cos20°）=1975kg安全系数校核：m=F0/F=24364/1975=12.33＞6.5钢丝绳安全系数符合《煤矿安全规程》的规定。3、提升绞车选择确定滚筒直径：Dg=60×20=1200mm±0m～-90m轨道暗斜井选用1台JTPB-1.2×1.0/24型提升绞车，绞车允许最大静张力为3000㎏；滚筒直径为1200㎜、宽度为1000㎜；绞车配置1台YB2315S-6型隔爆电动机（75kW，660V，980r/min，3.75kg/m2，93.5%），提升速度为2.56m/s。4、提升绞车验算：缠绳层数：KC=（L+30+7Dπ）（d+ε）/（DpBπ）=（310+26.4）×22/（1240×π）=1.9＜3最大静张力：FZ=n（q+q0）（sinβ+ω1cosβ）+LPk（sinβ+ω2×cosβ）=2×2464×（sin20°+0.015×cos20°）+1.49×280×（sin20°+0.2×cos20°）=1975kg＜3000kg等效力：Fdx=2142kg等效功率：Ndx=1.1Fdxv/（102ηc）=1.1×2142×2.56/（102×0.85）=70kW＜75kW过载系数：λ’=Fmv/（102ηcηdN）=2630×2.56/（102×0.85×0.935×75）=1.1＜2.0×0.85=1.7所配置的电动机是合适的，符合要求。5、其它选取天轮：Dt=40×20=800mm，选用TD1000/800型游动天轮。选用ZDC30-1.5型常闭式斜井防跑车装置一套。选用单道、600mm轨距的阻车器。提升绞车配置隔爆变频调速控制装置，以便节能运行。6、最大班提升平衡表表5-1-3最大班提升时间平衡表提升项目提升量一次提升量实际提升次数一次提升循环时间（s）提升时间（s）木材2316632钢材2316632炸药1376376雷管1376376设备2316632其他3316948合计最大班提升时间为3596s，即1h≤6h35967、提升系统布置及速度、力学性能提升系统布置见图5-1-3，提升系统速度、力学性能见图5-1-4。图5-1-3±0m～-90m轨道暗斜井提升系统图图5-1-4±0m～-90m轨道暗斜井提升速度图、力图四、提升安全1、斜井提升系统设置有斜井防跑车装置、阻车器、挡车拦等，并保证其声光信号完好、齐全，用以防止事故的发生。2、绞车提升用钢丝绳安全系数计算值均大于《煤矿工业矿井设计规范》的规定值6.5，符合要求。3、严禁有超载、超挂、蹬钩、扒车现象，以防止提升安全事故的发生或电机过负荷运行带来的损坏和事故；经常检查提升各个部位、环节，发现问题及时处理，做到及时消除安全隐患。第二节通风设备该矿为高瓦斯矿井，采用中央并列式通风方式、抽出式通风方法。新鲜空气从主立井（+436m）、斜井（+428.5m）进入，有害气体从回风斜井（+436m）排出。一、设计依据1、矿井通风风量：87m3/s2、矿井通风阻力：1417Pa3、自然风压：67Pa二、设计选型矿井主要通风设备应具备的通风风量及通风风压如下：1、通风机工作风量：Qf=KQ=1.05×87≈91.4m3/s2、通风机工作静压：H=H+Hz+Hn=1417+250+67=1734Pa3、主要通风机选择：矿井回风斜井利用现已安装的2台BDK（Ⅲ）8-№24型隔爆对旋轴流式主要通风机，其中1台运行、1台备用；每台风机配置2台YBF450S1-8型隔爆电动机（2×200kW，6kV，740r/min）。主要通风机参数如下：主通风机型号风量范围(m3/s)风压范围(Pa)电机功率(kW)BDK（Ⅲ）8-№24型30～120800～40002×200kW4、主要通风机运行工况点：（1）通风网路阻力系数计算：R=H/Qf2=1734/91.42=0.208（2）通风网路特性曲线方程：H=RQ2=0.208Q2（3）主要通风机运行工况，运行工况点参数如下：Q工=93.6m3/sH工=1820Paα工=0°η工=72%主要通风机运行工况点M见图5-2-1。图5-2-1主要通风机运行工况图根据通风机运行工况点，可知主要通风机在通风各个时期均在高效的区域内稳定、可靠的运行。5、主要通风机电机运行功率计算：N=KQ工H工/（1000ηcη1）=1.15×93.6×1820/（980×0.72）=278kW每台风机配置2台YBF450S1-8型隔爆电动机（2×200kW，6kV，740r/min），满足通风的需要。三、调节、反风措施主要通风机配置风门及风门启闭装置、集流器等装置。主要通风机房设用于检测通风风量、阻力、风速等仪器，以便在使用中必要时调节主要通风机的叶片角。主要通风机房设置直通矿井调度室的电话。备用的主要通风机能保证在10min内启动。主要通风机设置刹车装置，当反风时保证在10min内完成反风。主要通风机装设变频调速控制装置，实现调速、节能运行。该矿采用抽出式通风方法，通过电动机反转进行反风，由电动机的正、反转切换控制装置实现反风，并确保主要通风机在各种工况下风机反转反风率达到40%以上。矿井每季度至少检查1次反风设施，每年进行1次反风演习；在矿井通风系统有较大变化时，应进行1次反风演习。第六章电气第一节供电电源XW2201带区变电所2回路6kV电源线路分别引自井底中央变电所6kV不同母线段上，线路采用MYJV22-6/6kV，3×25mm2煤矿用铜芯交联聚乙烯绝缘钢带铠装阻燃电力电缆，单回路长约1.4km，经-90m西主石门—-90～±0m轨道上山至该变电所。+236～±0m轨道暗斜井绞车房变电所1回路6kV供电电源引自地面变电所6kV母线段上，线路采用MYJV22-6/6kV，3×25mm2煤矿用铜芯交联聚乙烯绝缘钢带铠装阻燃电力电缆，单回路长约1km，经斜井至井下该变电所。第二节电力负荷计算XW2201带区变电所：设备总容量：400.5kW设备工作