盐津县河坝煤矿
采区设计 说 明 书
大地工程开发有限公司 二OO八年十二月
盐 津 县 河 坝 煤 矿
采区设计 说 明 书
工程编号:FC1079 建设规模:50kt/a
总 经 理: 总工程师: 项目负责:
大地工程开发有限公司 二OO八年十二月
盐 津 县 河 坝 煤 矿
采区设计 (煤矿会审认定签章)
工程编号:FC1079 建设规模:50kt/a
矿 长: 总工程师:
盐津县河坝煤矿(盖章) 二OO八年 月 日
参审设计人员名单
专 业 姓 名 杜云寿 余 雨 杨 宏 职务或职称 高级工程师 工 程 师 工 程 师 采 矿 通风安全 蓝映光 张 彬 高级工程师 工 程 师 机电运输 刘邦铨 蒋闽生 王建林 高级工程师 工 程 师 工 程 师 地 质 测 量 王 皓 刘 海 高级工程师 工 程 师 土 建 黄 镪 工 程 师 经 济 张永志 经 济 师
盐津县河坝煤矿采区设计说明书
目 录
前 言 ....................................................... 1 第一章 矿井概况 ............................................. 6
第一节 概况 .............................................. 6 第二节 矿井现状 .......................................... 8 第二章 矿井地质 ............................................ 11
第一节 地层 ............................................. 11 第二节 地质构造 ......................................... 11 第三节 煤层、煤质 ....................................... 12 第四节 开采技术条件 ...................................... 13 第三章 采区生产能力及服务年限 .............................. 17
第一节 采区位置 ......................................... 17 第二节 采区储量 ......................................... 17 第三节 采区生产能力及服务年限 ........................... 18 第四章 采区布置 ............................................ 19
第一节 采区巷道布置 ..................................... 19 第二节 巷道掘进 ......................................... 22 第三节 采煤方法 ......................................... 24 第五章 通风与安全 .......................................... 26
第一节 概 况 ........................................... 26 第二节 矿井通风 ......................................... 26 第三节 通风设施及防止漏风、降低风阻措施 ................. 34 第六章 主要设备 ............................................ 35
第一节 提升设备 ......................................... 35 第二节 排水设备 ......................................... 40 第三节 通风设备 ......................................... 43
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第四节 压风设备 ......................................... 46 第七章 采区供电 ............................................ 49
第一节 供电方式 ......................................... 49 第二节 电力负荷 ......................................... 49 第三节 采区供电 ......................................... 51 第四节 井下通讯 ......................................... 51 第八章 安全监测监控系统与计算机网络 ........................ 53 第九章 安全技术措施 ........................................ 55
第一节 瓦斯防治措施 ..................................... 55 第二节 防尘措施 ......................................... 56 第三节 防灭火措施 ....................................... 56 第四节 防治水措施 ....................................... 57 第五节 顶板事故防治措施 ................................. 57 第六节 运输事故防治措施 ................................. 59 第七节 提升事故防治措施 ................................. 60 第八节 电气事故防治措施 ................................. 第九节 井下安全监控系统及自救器配备 ..................... 66 第十节 矿山救护 ......................................... 66 第十章 技术经济 ............................................ 67
第一节 建井工期 ......................................... 67 第二节 劳动定员及劳动生产率 ............................. 69 第三节 建设投资估算 ..................................... 70 第四节 采区设计主要技术经济指标 .......................... 72
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附 件
主要机电设备和器材目录
附 录
1、设计委托书; 2、采矿许可证; 3、煤炭生产许可证;
4、云南省煤矿生产能力复核证书; 5、安全生产许可证;
6、云南省煤矿矿井瓦斯等级鉴定证书; 7、煤自燃倾向性鉴定报告; 8、煤尘爆炸性鉴定报告。
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附 图
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 图 名 井上、下对照平面图 采区巷道布置及机械配备平面图 采区巷道布置及机械配备剖面图 采煤方法图 通风系统示意图(投产时) 巷道断面图册 采区供电系统图 井下通讯系统图 安全监测监控传感器布置平面图 采区压风系统管路布置平面图 井下消防、防尘洒水系统综合布置平面图 一级排水系统示意图 二级排水系统示意图 图号 FC1079-103 比例 备注 1:2000 采用 FC1079-163-1 1:2000 新制 FC1079-163-2 1:2000 新制 FC1079-157 FC1079-171 FC1079-122 FC1079-261 FC1079-262 FC1079-174 FC1079-274 FC1079-150 示 意 新制 示 意 新制 1:50 新制 示 意 新制 示 意 新制 1:2000 新制 1:2000 新制 1:2000 新制 FC1079-281-1 示 意 新制 FC1079-281-2 示 意 新制 第4页 大地工程开发有限公司 盐津县河坝煤矿采区设计说明书
前 言
矿井位于盐津县城北东5°方向,直线距离约22.6km,行政区划属盐津县淮头乡花秋村。资源区划属兴隆矿区Ⅲ井田西部。
该矿于1994年建矿,1996年正式投产,但生产规模较小。矿井东西平均长约2.01km,南北平均宽约0.52km,矿区面积1.0476km2,许可开采标高+1000~+200m,许可开采C3、C5煤层,核定生产能力50kt/a。
根据盐津县煤炭资源整合方案,本矿井为证照齐全的合法保留矿井,为保证矿井正常生产,根据昭通市煤炭工业局昭煤通[2008]8号《关于切实做好煤矿矿井采区设计工作的通知》的要求,需要进行采区设计,企业于2008年08月委托本公司编制采区设计。
本公司接受委托后,组织项目组开展现场调查工作,收集地质及生产技术资料,考察安全生产条件等,经综合分析研究,编制本设计。
一、设计编制依据 1、设计委托书;
2、采矿许可证、煤炭生产许可证、安全生产许可证; 3、矿井瓦斯等级鉴定证书;
4、煤自然发火倾向性、煤尘爆炸性鉴定报告; 5、云南省煤矿生平能力复核证书;
6、四川省煤炭设计研究院编制的《盐津县河坝煤矿矿产资源开发利用方案》;
7、昭通市煤炭工业局《关于切实做好煤矿矿井采区设计工作的通知》(昭煤通[2008]8号);
8、盐津县煤炭工业管理局《关于做好煤矿矿井采区设计工作的通知》(盐煤工通[2008]20号);
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9、《煤矿安全规程》;
10、《煤炭工业小型矿井设计规范》(GB50399-2006);
11、生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局第5号令《煤矿安全生产基本条件规定》;
12、生产监督管理总局等7部局文件安监总煤调(2007)95号《关于加强小煤矿安全基础管理的指导意见》;
13、国家煤矿安全监察局《关于加强煤矿建设项目劳动定员核定等工作的通知》;
14、昭通市煤炭工业局《关于严格控制煤矿矿井入井人数加强安全监管的通知》(昭煤发〔2007〕19号);
15、国家安监总局、国家煤监局《关于在小煤矿推行专用回风井、壁式采煤方法和支护方式改革的通知》;
16、生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局监局《关于所有煤矿必须立即安装和完善井下通讯、压风、防尘供水系统的紧急通知》(安监总煤行[2007]167号);
17、本公司现场调查、实测、收集的资料。 二、设计的指导思想及技术原则
1、认真贯彻执行《煤炭工业小型矿井设计规范》、《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先进技术、工艺、设备,力求布局合理,系统完善,环节畅通,实现矿井正规、安全、稳定生产。
2、按照小型煤矿安全生产的基本条件要求,配备安全设施、设备,坚持 “三同时”原则,尽力提高矿井的抗灾能力,注重环境保护。
3、充分利用现有井巷工程及设备、设施,优化矿井生产系统,提高
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矿井建设的综合经济效益。
三、设计要点 1、采区巷道布置
本次采区设计C3、C5煤层采用联合布置,单翼采区。
利用现有+655m斜井作为主井,利用现有+680m斜井作为风井。在距离主斜井落平点约310m的地方开口,沿C5煤层倾向按24°倾角伪斜布置采区轨道下山和回风下山,通过甩道或石门分别进入C3、C5煤层后,然后在布置回采巷道;通过回采巷道、采区巷道、+0m回风巷、总回风巷与回风斜井联通,形成设计采区生产、通风系统;上、下车场均采用平车场,中部车场采用甩车场。
2、采煤方法
根据煤层赋存条件及开采技术条件,设计采用走向长壁后退式采煤法,炮采工艺,单体液压支柱配绞接顶梁支护顶板、全部垮落法处理采空区。
3、采区提升、运输
运输巷、区段轨道平巷采用人力推车运输;主斜井、轨道下山采用矿用提升绞车提升;工作面采用煤炭自溜。
4、通风
矿井采用分列式通风方式,抽出式通风方法。回采工作面为“U”型通风,掘进工作面采用局部通风机配抗静电阻燃胶质风筒进行压入式通风。
5、采区排水
矿井为斜井开拓,下山开采,采用机械排水,分别在井底车场和采区下车场附近布置水仓,井下涌水通过巷道水排汇集于水仓,由水泵房
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水泵抽排出地面。
6、采区供电
根据采区电力负荷统计,采用660V电源下井供井下排水及采掘设备用电。水泵一、二回供电线路来自地面660V供电系统的不同母线段,当任一回供电线路出现故障时,另一回路能承担矿井排水要求。井下局部通风机采用双风机双电源,其供电回路采用装有选择性漏电保护的专用开关和专用线路供电。
采煤工作面的电气设备设瓦斯电闭锁,掘进工作面的电气设备设风电闭锁、瓦斯电闭锁。各回采工作面煤电钻均采用BZZ-2.5型煤电钻综合保护器供电,使用MZ型矿用阻燃橡套软电缆联接。
7、安全监控
利用矿井现有KJ83型监控系统(应对此系统进行升级,升级后的系统为KJ83N)及地面设施,按《煤矿安全规程》及《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》(AQ1029-2007)的有关规定安装增加补充各类传感器,一旦出现瓦斯超限,自动切断工作面及其回风巷内所有非本质安全型用电设备电源,保障矿井生产安全。
矿井消防、防尘、压风管路及通讯系统等按《煤矿安全规程》及有关文件规定装备。
四、主要技术经济指标 1、设计生产能力:50kt/a。 2、设计采区服务年限2.1a。
3、设计采区数及工作面数:1个采区、1个回采工作面、2个掘进工作面。 4、采区移交生产时井巷工程量共计2854m,掘进体积9175m3(其中利用井巷1138m)。
5、采区掘进率:34.2m/kt。
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6、直接工效: 4.9 t/工。 7、采区劳动定员:91人。
8、采区固定资产静态投资:347.48万元
其中:井巷工程:181.90万元
设备及工具器购置费99.47万元 安装工程:5.97万元
工程建设其他费用:60.14万元
9、采区施工工期:4.9个月。 五、问题与建议
1、本次设计所依据的地质资料来自四川省煤炭设计研究院编制的《盐津县河坝煤矿矿产资源开发利用方案》,地质勘查程度较低,报告中缺乏断层、矿井水文、瓦斯等资料,因此造成本次设计部分内容设计深度受到,仅为方案设计。
2、建议加强地质工作和水文地质工作,探明矿区范围内的老采空区分布及积水情况和断层情况,采取措施,防止老窑采空区积水和断层水等对矿井开采的危害。
3、建议加强瓦斯工作,对低瓦斯矿井中的高瓦斯区域,按高瓦斯矿井进行管理。
4、本矿井为保留矿井,建议业主进行地质勘查工作,为以后的扩能设计工作打下基础。
5、由于本次设计所依据的地质资料勘查程度较低,对煤层赋存情况表述不清,因此,本设计选用的单体液压支柱可能与实际情况不一定相符,矿井应根据实际揭露选用合适支承高度的支柱。
6、矿井尚未对C5煤层进行自燃发火倾向性鉴定和煤尘爆炸性鉴定,建议业主在采区投产前应重新进行鉴定。
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第一章 矿井概况
第一节 概况
一、位置及交通
矿井位于盐津县城北东5°方向,直线距离约22.6km,行政区划属盐津县淮头乡花秋村所辖。矿区地理坐标:东经: 104°15†27‡~104°16†59‡;北纬: 28°16†15‡~28°17†33‡。
矿区北边有4.75km简易公路通往滩头乡,与盐津----四川公路干线相接,经此公路到内昆线滩头站公路里程约8km;煤矿至水富县公路里程约76km,至四川宜宾市公路里程约108km,至昆明市公路里程约440km,交通较为方便(详见矿区交通位置图图1-1)。
二、地形地貌
矿区属云贵高原边缘强烈切割的中低山地形地貌,地形切割中等。区内地势南高东低,最高海拨标高+1040m,最低海拨标高+410m,相对高差630m,地貌为单面山结构。地形坡度一般25°~35°。
三、地表水系
该矿区属金沙江水系支流――关河流域,矿区东部有一条小溪由南向北流经矿区,最终向西汇入矿区外的关河。区内树枝状季节性溪沟较发育,其流量多受季节性降雨控制,雨季流量较大,旱季水量极小或处于干涸状态。
四、气象及地震 1、气象
区内气候属温和潮湿型气候。根据气象站资料,区内历年平均气温17.8℃,最冷为1月份,最低气温-2.6℃,最热为7月份,最高气温可达
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大浩大雪槽2263观窨子江县河口上北甲龙台永善县土地沟后山串生基二洞箭坝界牌正沟串丝大面山中嘴丝河滩头苏家营新田烂地凤凰大坪滩头四兴隆黄坪灯草铜槽溪冷水沿江桐子小洞河坝煤矿关花秋椅子火石坝共和天星普洱镇上清柏杨小河大田公子山保宁落雁野鸡塘 河大走马村赵溪艾田椒子河龙塘保隆万和柏树蒿芝川龙茶艾田中和核桃仰天窝中堡天宁茶园头鸟泡坝仁和新华分水岭大地头敦厚水田高桥牛寨关新房子观音岩万石黎山盐津(盐井镇)芭蕉牛塘河口省大豆沙关长胜石缸黑喜花包桃子吉利银厂长沟河坝头河县红沙坡岔河水平中坪水银石笋太平大坝楠木柿子三河黄草白小寨庙坝石笋水江麻柳茨什 图 县级行政中心乡、镇主要城镇省 界县 界乡 界新生红碧流场大山花包高坎红石溪宝龙场侧身岩2172彝 良 县省 道县 乡 道水 系山 峰铁 路工 作 区 例 行 政 村交通位置图(图1-1)第 7页 大地工程开发有限公司
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34.3℃,年平均日照时间为965.7h。年平均无霜期328天,历年平均降雨量为1226.2mm,蒸发度为1117.1mm。6~8月为主要降雨季节,雨量集中,占全年降雨量的78.3%,9月至次年5月为旱季。
2、地震
据《中国地震烈度区划图》,本区地震烈度属7度区,属地震活动强烈区,盐津县豆沙在2006年7月曾发生5.2级地震,区内有震感。据国家质量技术监督局2001年2月2日颁发的1∶400万《中国地震动峰值加速度区划图》及《建筑抗震设计规范》(GB50011-2001)附录A所列我国主要城镇抗震设防烈度、设计基本地震加速度和设计地震分组:盐津县抗震设防烈度为7度,设计基本地震加速度值为0.10g,所属的设计地震分组为第一组。
五、矿区经济
区内居民以汉族为主,杂居少数苗族。当地居民以农业生产为主,农作物以玉米、水稻、小麦、洋芋为主,主要经济作物是茶叶、烤烟、油桐、天麻、竹笋、水果。区内工业不发达,仅有少量煤矿企业,且其生产规模均较小。原煤除少量供盐津县工、农业及生活用煤外,大部份销往四川、重庆等地。区内农用电网已改造完成,电信通讯方便。
第二节 矿井现状
一、矿井开拓
矿井采用平硐开拓,分列式通风方式,机械抽出式通风方法。 矿区范围内现共有3个井筒,即主、副斜井和回风斜井,均为顶板斜井,均位于矿井西南部边界。
主斜井与煤层走向斜交,井口坐标:X=3129027.00,Y=35428072.00,Z=+655.0,α=128°。
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副斜井与煤层走向斜交,井口坐标:X=3129035.00,Y=35428080.00,Z=+655.0,α=144°。
回风斜井与煤层走向斜交,井口坐标:X=3129017.00,Y=35427932.00,Z=+655.0,α=214°。
主斜井在+605.1m标高落平揭C5煤层后,沿煤层走向布置了+605m运输巷,然后布置采区巷道(轨道下山、回风下山、行人下山),通过回采巷道、回风下山、+0m回风巷、总回风巷与回风斜井联通,形成矿井生产、通风系统。
二、水平划分与标高
矿井许可开采标高+1000~+200m,垂高800m,煤层倾角24~37 °。矿井现仅开采了西南部边界的一小部分资源,未进行水平划分。
三、采区划分
矿井东西平均长约2.01km,南北平均宽约0.52km,矿区面积1.0476km2,未进行采区划分。
四、巷道布置及采煤方法
矿井轨道下山、回风下山、行人下山、回采巷道沿煤层布置。岩层巷道采用半圆拱形断面,锚喷支护;煤层巷道采用梯形断面,金属支护。
矿井现有1个采区生产,同时生产的回采工作面个数为1个,回采工作面采用走向长壁前进式布置,爆破落煤,木支柱支护顶板,全部垮落法处理采空区。
五、主要生产系统 1、通风系统
矿井采用分列式通风方式,风井安设两台BKY60№09/s型主要通风机(电机功率11kW),回采工作面为“U”形通风,掘进工作面采用局部通风机压入式通风。
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地面→主(副)斜井→+605m运输巷→轨道下山(行人下山)→区段轨道平巷→回采工作面→工作面回风平巷→回风下山→+0m回风巷→总回风巷→回风斜井→引风道→地面。
2、运输系统
+605m运输巷、轨道平巷均采用人力推车运输,回采工作面煤炭采用钢溜槽自溜。
采煤工作面→工作面轨道平巷→轨道下山→溜煤上山→+605m运输巷→主斜井→地面。
3、提升系统
矿井为斜井开拓,主、副斜井、轨道下山均采用绞车提升,矿井现有2台JT-B06Z型绞车。
4、排水系统
矿井为斜井开拓,采用机械排水,矿井现有4台IS50-32-200型离心式水泵。
5、压风系统
矿井未建立地面压风机房,井下安设有二台移动空压机。 6、供电系统
矿井现为单电源供电,自备有柴油发电机组1台,总功率为150kW,下井电源采用380V低压下井。
7、监测监控系统
矿井安设有KJ83型监测监控系统,井下安设有瓦斯传感器3台,设备开停传感器3台。
8、防尘系统
回风平硐井口附近,+700m标高建有250m3高位水池,水源取自山泉水,井下防尘主管管径为DN50,支管管径为DN32。
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第二章 矿井地质
第一节 地层
一、矿井出露地层
区内出露地层由老至新分别为:二叠系下统茅口组(P2m),二叠系上统峨眉山玄武岩组(P2β)、宣威组(P2x),三叠系下统飞仙关组(T1f)及第四系(Q),其中宣威组为含煤地层。
二、煤系地层
条带状出露于矿区中南部,为一套陆相碎屑岩含煤沉积。由细砂岩、粉砂岩、泥岩及粉砂质泥岩组成,据岩性组合特征及含煤情况可划分为三个岩性段。
1、下段(P2x1):由灰绿、灰~深灰色薄~中厚层状泥岩、粉砂质泥岩夹粉砂岩、细砂岩组成。局部含菱铁矿结核,底部可见2~7m的灰白色铝土质泥岩,含不可采薄煤4层,本段地层厚30~100m。
2、中段(P2x2):由深灰色粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、细砂岩组成,含不可采薄煤4层,本段地层厚30~50m。
3、上段(P2x3):为主要含煤段,由灰色细砂岩、粉砂岩、泥岩组成。含煤6层,其中C3、C5煤层为区内较稳定的可采煤层,其余均为局部可采或不可采的薄煤层,本段地层厚30~42.5m。
第二节 地质构造
矿区位于新田背斜北翼,为一北东――南西向延伸的单斜构造,地层总倾向西北向,倾角20°~40°。矿区范围内小型褶皱,小断层发育,这些小构造对煤层的连续性有一定的破坏,根据勘查规范DZ-T0215-2002
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构造复杂程度标准,本矿井构造复杂程度为中等偏简单类型。
本次设计区域内无褶皱,无断层等地质构造
第三节 煤层、煤质
一、煤层
区内宣威组(P2x)地层为一套陆相碎屑岩含煤沉积。含煤线及煤层14层,自上而下编号为C1、C2、C3、C4、C5、„„C14,其中仅以中上部C3、C5煤层为较稳定的全区可采煤层,其余均为局部可采或不可采的薄煤层可采煤层单煤厚0.8~2.2m,煤系地层含煤系数约为3%。现将C3、C5煤层特征简述如下:
1、C3煤层:位于宣威组上段上部,层位较稳定,为矿区次要可采煤层。区内煤层平均厚度为0.92m,煤层结构单一。煤层直接顶、底板均为灰色中厚层状粉砂质泥岩、泥质粉砂岩,一般厚1.5~2.0m。下距C5煤层18~25m,属较稳定煤层。
2、C5煤层:C5煤层位于宣威组的上段下部,层位较稳定,为矿区主要可采煤层。该区内煤层平均厚度为1.09m,煤层结构简单。煤层底板为泥岩;直接顶为灰色细砂岩,一般厚1~2m。属较稳定煤层(见煤层特征表)。
煤层特征表 表2-3-1
特征 煤层 厚度倾角容重3层间距(m) 夹矸复杂 (m) (°) (t/m) (层) 程度 稳定性 顶底板 煤层直接顶、底板均为灰色中厚层状粉C3 0.92 29 1.50 18~25 1 简单 较稳定 砂质泥岩、泥质粉砂岩,一般厚1.5~2.0m。 直接顶板为灰色细砂岩,底板为泥岩。 C5 1.09 29 1.50 1 简单 较稳定 第 12页 大地工程开发有限公司
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二、煤质
1、煤的物理性质及煤岩特征
(1) C3煤层:上部为暗淡型煤,中部为半暗型煤,下部为亮煤,以块状结构为主。中、上部颜色为灰黑~铅灰色,性脆,光泽较强。煤岩成份以镜煤为主,镜煤呈细条带至线理产出,贝壳状断口;以暗煤成份为主,丝炭呈不规则状断续产出,光泽暗淡;下部煤岩成份以暗煤和亮煤为主,呈条带状及透镜状结构。煤层平均体重1.50t/m3。
(2) C5煤层:矿石以块状结构为主。颜色为灰黑~铅灰色,性脆,部份具强光泽。上部为暗亮煤、亮煤,下部为亮煤、暗亮煤及丝质暗亮煤。煤的程凝胶化程度较高、分解强烈、无植物细胞结构的基质镜质体为主,次为丝质体碎片、不规则状微晶自生石英。煤层平均体重1.50t/m3。
2、煤的化学性质和工艺性能
(1) C3煤层化验指标为:水份(Mad)1.03%,灰份(Ad)32.15%,挥发份(Vdaf)10.74%,发热量(Qb.ad)24.16MJ/kg,全硫(St,d)1.19%,磷(Pd)0.005%。
(2) C5煤层化验指标为:水份(Mad)1.251%,灰份(Ad)31.24%,挥发份(Vdaf)10.06%,发热量(Qb.ad)24.35MJ/kg,全硫(St,d)0.%,磷(Pd)0.006%。
C3煤层为特低水份、高灰、低挥发分、中高硫、低磷、中热值煤;C5
煤层为特低水份、高灰、低挥发分、低硫、低磷、中热值煤;煤类均为无烟煤三号,工业牌号WY03,可作工业和民用用煤。
第四节 开采技术条件
一、瓦斯
根据云南省煤炭工业局2008年1月1日的审定结果:最大相对瓦
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斯涌出量为6.200m3/t,最大绝对瓦斯涌出量为0.51 m3/min;最大相对二氧化碳涌出量为13.850m3/t,最大绝对二氧化碳涌出量为1.140m3/min,根据《煤矿安全规程》第133条,本矿井为低瓦斯矿井。
二、煤尘爆炸危险性、煤自燃倾向性
2005年08月18日委托江西煤矿矿用安全产品检验中心对C3煤层进行了煤尘爆炸性鉴定及煤的自燃倾向性等级鉴定(编号:051117),鉴定结论为C3煤层无煤尘爆炸性、自燃倾向性等级为三类、不易自燃,C5煤层尚未进行鉴定,本设计暂按煤层无煤尘爆炸性、自燃倾向性等级为不易自燃进行设计,在开采C5煤层前应对本煤层采样送检,跟据鉴定结果进行管理,保证安全生产。
三、地温
根据邻近区域调查情况及矿井生产揭示,现开采区域属地温正常区,无热害危及矿井安全生产。
四、工程地质条件 (一) 工程地质岩组
按矿区出露的地层岩性组合及物理、力学特征,可将区内的地层划分为松散岩类软弱岩组、碎屑岩层状软弱――半坚硬岩组、火成岩块状半坚硬岩组三个工程地质岩组。
1、松散岩类软弱岩组
为第四系(Q)残坡积、冲洪积之粘土、砂质粘土及砂砾石堆积,厚度一般为3~25m。集中分布于矿区东部及东南部的缓坡及沟谷地带,结构疏松,易受流水侵蚀冲刷,分布范围局限,对矿床开采无影响。
2、碎屑岩层状软弱――半坚硬岩组
主要是三叠系下统飞仙关组(T1f)、二叠系上统宣威组(P2x)地层。
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3、火成岩块状半坚硬岩组
主要为二叠系上统峨眉山玄武岩组(P2β)地层。 (二) 岩体稳定性评述
矿区井巷围岩由二叠系上统宣威组(P2x)粉砂质泥岩、泥岩、煤层(软弱岩)及粉砂岩、细砂岩(半坚硬岩)构成。煤层顶、底板岩体较破碎,岩体基本质量等级Ⅲ~Ⅴ,作为地下工程岩体无自稳能力,巷道掘进中必须作支护处理。
(三) 矿床工程地质勘探类型
井巷围岩煤层及顶、底板为软弱――半坚硬岩,岩体完整性为较完整――破碎,岩石质量中等――差。煤层及其顶、底板均无自稳能力。
综上所述,该矿床的工程地质条件属以层状软弱-半坚硬岩组为主的简单类型。
五、矿区水文地质条件
矿区地处滇东高原中低山区,海拔标高+410~+1040m,最大相对高差630m;地形切割中等,总体地势西高东低;属构造侵蚀中低山山地地貌类型。矿区内无地表水体和长流水系通过矿区,地表水排泄通畅,对矿床充水影响较小。
(一) 矿区含(隔)水层主要有:
(1) 二叠系上统峨嵋山组(P2β):裂隙水弱含水层,为灰色、浅灰色凝灰岩、致密状玄武岩,具气孔状,杏仁状构造,柱状节理发育,该层岩石地表风化强烈,致使浅部含水,深部致密完整,富水性弱,为良好的隔水层,对下部的茅口组及栖霞强岩溶含水层进行阻隔。
(2) 二叠系上统宣威组(P2x):裂隙水弱含水层,由砂岩、粉砂岩组成,出露于缓斜坡地形,为大气降水补给。但砂岩的厚度仅为3~5m,由
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泥岩、粘土岩阻隔分离,形成封闭式小含水体。该层岩石地表风化强烈,深部致密,致使浅部含水,透水性及富水性弱,该含水层节理发育,对矿床开采有一定的影响,是矿井充水的间接含水层。
(3) 三叠系下统飞仙关组(T1f):风化裂隙弱含水层,在地表浅部主要由风化裂隙及部分孔隙形成含水空间,其深部岩石致密,含水性明显减弱,其主要分布于矿区中部及北部,该含水层主要受大气降水补给,就近于沟谷呈泉或渗流的形式排泄,富水性弱,在深部岩石致密,不利于大气降水的渗透补给,形成良好的隔水层。该层距离可采煤层较远,对矿床充水影响不大。
(二) 河坝煤矿地处高山区,各含水层接受大气降水,由地表向下沿岩层露头风化代及塌陷裂隙进行补给;由于该矿区为东西向斜坡,故在地形上有利于地下水、地表水排泄、径流,而不利于大气降水对地下水的补给。矿区地形有利于季节性大气降雨的自然排泄,矿层为裂隙弱含水层,富水性弱;矿体的直接、间接底板为隔水性较好的泥岩,富水性微弱。季节性大气降雨通过地表裂隙的渗入是矿坑充水的主要因素。另外,老窑积水亦是矿井充水因素。
据矿方提供资料,矿井正常涌水量为1.5m3/h,最大涌水量为3.2m3/h。
综上所述,矿井水文地质条件属以裂隙含水层充水为主的简单类型。
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第三章 采区生产能力及服务年限
第一节 采区位置
一、采区地形地貌
设计区域内北高南低,地表最大标高为+920m,最大埋深为38m,为低中山地形地貌,设计区域内无“三下采煤”。
二、采区位置
本次设计采区位于矿井西南部,+0m~+540m标高间的C3、C5煤层。
三、采区范围
本次设计采区开采标高+0m~+540m,垂高100m,采区走向长约230m,倾斜宽约235m,面积约5.4万m2。
第二节 采区储量
1、采区地质储量
根据框算,本次设计区域内保有资源量163.0kt(122b),其中C3煤层为74.6kt,C5煤层为88.4kt。
2、采区工业资源/储量
由于设计区域资源类别均为122b,则采区工业资源/储量与采区地质储量相同,为163.0kt。
3、采区设计资源/储量
设计区域内无需留设永久煤柱,则采区设计资源/储量与采区工业储量相同,为163.0kt。
4、采区设计可采储量
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设计区域内无需要留设煤柱的主要巷道,则采区设计资源量乘以采区回采率(C5、C3均按85%计算),得到采区设计可采储量为138.6kt。
第三节 采区生产能力及服务年限
一、工作制度
矿井年工作日330d,“三、八”作业制度,“两采一准”循环作业方式。
二、设计能力
本次设计能力按矿井2007年核定生产能力设计,即50kt/a。 三、服务年限
根据矿井基础储量及资源类型、矿井地质构造复杂程度和开采方式等情况,储量备用系数取1.3,则采区设计服务年限为:
T=
Zk Ak式中:T——采区设计服务年限,a;
Zk——采区设计可采储量,kt; A——采区设计生产规模,kt/a; K——储量备用系数,取1.3。
采区服务年限T1=138.6/(50³1.3)=2.1(a)。
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第四章 采区布置
第一节 采区巷道布置
一、采区开采顺序
采区内煤层开采顺序:C3煤层→C5煤层。
各煤层区段开采顺序:自上而下开采,即1131工作面→1132工作面→1133工作面,区段内采用后退式开采。
二、采区巷道布置
本次采区设计C3、C5煤层采用联合布置,单翼采区。
利用现有+655m斜井作为主井,利用现有+680m斜井作为风井。在距离主斜井落平点约310m的地方开口,沿C5煤层倾向按24°倾角伪斜布置采区轨道下山和回风下山,通过甩道或石门分别进入C3、C5煤层后,然后在布置回采巷道;通过回采巷道、采区巷道、+0m回风巷、总回风巷与回风斜井联通,形成设计采区生产、通风系统;上、下车场均采用平车场,中部车场采用甩车场。
三、回采工作面 1、回采工作面巷道布置
回采工作面巷道由工作面轨道平巷、运输机巷、回风平巷及开切眼组成。工作面轨道平巷通过留设煤柱护巷作为下一区段的回风巷。
2、首采工作面
首采工作面布置在采区1区段 (区段标高+0~+607m),开采C3煤层,工作面编号为1131。采煤工作面平均纯煤厚均0.92m,平均倾角为25°,工作面走向长180m,倾斜宽66m。
3、工作面长度及推进度
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工作面长度是决定其产量和效率的重要因素,适当加大工作面长度可减少工作面的准备工程量,提高回采率。但薄煤层开采时,工作面过长会导致工作面推进度下降,降低正规循环率,不利于矿井高产、稳产、安全生产。
根据矿井煤层条件,设计确定回采工作面长度60~100m。 工作面年生产时间按330d、“三、八”制作业、“两采一准”循环作业方式,日循环进度2.0m、正规循环率0.85计算,则年推进度为561m。
4、工作面生产能力
工作面生产能力按下式计算:
ΣA采=Σn²I²M²L²γ²C/1000
式中:ΣA采——采煤工作面生产能力,kt/a;
Σn——回采工作面个数,1个; I——工作面长度,首采工作面长66m; M——纯煤厚度,C3煤层首采面煤厚0.92m。 L——工作面走向年推进度,561m; γ——煤层容重,1.50t/m3; C——工作面回采率,97%。
ΣA采=1³66³0.92³561³1.50³0.97/1000
=49.5(kt/a) 5、矿井生产能力
掘进煤按5%计算,则矿井生产能力为:
ΣA矿=49.5³1.05=52.0(kt/a)
经计算,一个回采工作面能满足矿井50kt/a的设计生产能力。 四、采区生产系统
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1、煤炭运输
工作面煤炭自溜至运输机巷、通过刮板输送机转载至联络巷(起缓冲煤仓作用)装入矿车,由人力推车经区段轨道平巷推至中部车场,经轨道下山绞车提升至+605m运输巷,再由主斜井绞车提升出地面。
2、矸石运输
掘进工作面矸石由人工推运至采区中部车场,经轨道下山绞车提升至+605m运输巷,再由主斜井绞车提升出地面。
3、材料及设备运输
材料、设备经主斜井绞车下放至井底车场,由人力推车经+605m运输巷(运输石门、轨道平巷)至工作面下口。
4、采区通风
回采工作面:新鲜风流由主斜井进入,经+607m运输石门进入工作面轨道平巷(运输机巷)至工作面,污风经工作面回风平巷、回风石门、+0m回风巷、总回风巷进入回风斜井排出地面。
掘进工作面:新鲜风流由主斜井进入,经轨道下山、石门通过局部通风机压入掘进工作面,污风经回风石门、回风下山、+0m回风巷、总回风巷进入回风斜井排出地面。
5、主要硐室通风
绞车房:由主斜井供风,经回风下山、+0m回风巷、总回风巷进入回风斜井排出地面;消防材料库位于新鲜风流中,未通风。
6、排水
矿井为斜井开拓,下山开采,采用机械排水,分别在井底车场和采区下车场附近布置水仓,井下涌水通过巷道水排汇集于水仓,由水泵房水泵抽排出地面。
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第二节 巷道掘进
一、巷道断面及支护形式
主斜井、回风斜井、石门、车场、绞车房采用半圆拱断面,锚喷支护,锚喷采用砂浆锚杆,锚深1.8m,锚杆间、排距0.8m,喷浆厚度80~100mm;引风硐、消防材料库、水仓等采用半圆拱断面,砌碹支护。
运输巷、总回风巷、回风巷、轨道下山、回风下山、区段轨道平巷、运输机巷、联络巷及区段回风平巷采用梯形断面,矿用工字钢架棚支护;开切眼为矩形断面,外注式单体液压支柱支护。
二、巷道掘进进度指标
掘进指标:岩石平巷80m/月,岩石斜巷40~60m/月,半煤岩巷120~140m/月,煤巷150m/月。
三、掘进方法、掘进面个数及掘进机械设备
采用钻爆法掘进,岩巷采用光面爆破,同时作业的掘进工作面为2个。
岩巷及煤岩巷采用风动凿岩机和煤电钻打眼,人工装载,矿车装运。 四、矿井生产时期采掘比例
矿井正常生产时期,1个回采工作面,2个掘进工作面,采掘比为1:2。 经计算,采区掘进率为34.2m/kt。 五、移交生产时井巷工程量
移交生产时,采区施工井巷长度总计2854m(新施工1716m,维护利用1138m),其中岩巷983m(新施工4m),半煤岩巷1805m(新施工1186m),煤巷66m,井巷工程量总计9175m3。
井巷工程量详见表4-2-1。
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表4-2-1 井巷工程量汇总表
序号 一 1 2 3 4 二 1 2 3 4 5 6 小计 三 1 2 3 四 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 井筒 主斜井(利用) 回风斜井(利用) 引风硐(利用) 安全出口 小计 井底车场及硐室 井底下车场(利用) 信号硐室(利用) 水泵房及通道(利用) 井底水仓(利用) 管子道(利用) 消防材料库及通道 主要运输大巷及回风巷 +605m运输巷(利用) 总回风巷(利用) 巷道名称 断面积(m) 净 6.29 6.29 4.11 4.31 8.11 6.31 5.11 4.31 5.11 5.05 4.54 掘进 9.14 8.50 5. 5.12 9.52 7.36 7.36 5.12 7.02 6.09 5.49 6.09 9.52 5.49 6.09 9.52 7.36 7.36 5.12 5.58 5.49 2巷道长度(m) 煤巷 半煤岩 280 303 583 167 237 岩巷 187 121 17 21 346 40 2 18 15 32 28 135 117 117 40 25 6 30 2 20 10 26 70 掘进体积3(m) 108 108 197 197 956 956 381 137 72 1017 286 8 147 74 133 670 302 +0m回风巷(利用146m) 5.05 小计 采区巷道 采区上车场 采区平车场 采区绞车房 轨道上山 采区下车场 信号硐室 水泵房及通道 采区水仓 管子道 回风上山(利用117m) +607m运输石门(利用) 8.11 4.54 5.05 8.11 6.31 5.11 4.31 4.59 4.54 第 23页 大地工程开发有限公司
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序号 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 巷道名称 +573m运输石门 +576m回风石门 +0m回风石门 断面积(m) 净 4.54 4.54 4.54 掘进 5.49 5.49 5.49 5.58 4.87 3.04 5.58 4.87 5.58 5.58 2巷道长度(m) 煤巷 半煤岩 66 66 66 230 180 227 30 62 1222 1805 岩巷 52 52 52 385 983 掘进体积3(m) 285 285 285 5 877 201 1267 146 438 346 7914 9175 1131轨道平巷(利用76m) 4.59 运输机巷 1131开切眼 1131回风平巷 联络巷 1131回风平巷 1131轨道平巷 小计 合计 3.90 2.58 4.59 3.90 4.59 4.59 第三节 采煤方法
一、采煤方法选择 1、开采技术条件
煤层呈单斜构造,煤层倾角20~37°,总体为由上向下(由浅至深)逐渐变陡。设计采区煤层倾角平均为25°(首采工作面倾角平均为25°),断层不发育。
采矿许可证许可开采C3、C5煤层,赋存较稳定,属薄煤层。可采煤层平均总厚2.01m(纯煤厚),其中C3煤层平均厚0.92m,C5煤层平均厚1.09m,煤层间距18~25m。
煤层顶底板以层状结构软岩岩组为主,其次为层状结构软硬相间岩组。
矿井所采煤层自然发火倾向性均为不易自燃、煤尘均无爆炸危险性。 根据云南省煤炭工业局2008年1月1日的审定结果,矿井为低瓦
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斯矿井。
矿区范围内无冲击地压,地温正常;矿区水文地质简单,矿井正常涌水量1.5m3/h,最大涌水量3.2m3/h。
2、采煤方法选择
矿井可采煤层为倾斜薄煤层,设计采用走向长壁后退式采煤法,炮采工艺。
二、回采工艺
矿井生产能力50kt/a、首采工作面煤层厚度0.92m,煤层倾角25°。设计采用炮采工艺。
1、落煤:首采工作面纯煤厚度为0.92m,采用ZMS12T型湿式煤电钻打眼,“单排眼”布置,炮眼长度1.0m,炮眼间距1.2m~1.6m。与煤壁夹角85°,使用3号煤矿安全炸药,毫秒电雷管引爆。
2、装煤:工作面煤炭自溜。
3、运煤:运输顺槽采用刮板输送机转载。
4、顶板控制及采空区处理:工作面平均采高0.92m,设计采用DW12-300/100型单体液压支柱配铰接顶梁支护顶板,排距1.0m,柱距0.8m,“五²三”排控顶,最大控顶距5.3m,最小控顶距3.3m。采用全部垮落法处理采空区,放顶步距2.0m。
采煤工作面回采时,各工序按《作业规程》、《操作规程》、以及《煤矿安全规程》相关规定执行。
三、采区及工作面回采率
按《煤炭工业小型矿井设计规范》规定,各煤层采区回采率取85%,各煤层工作面回采率均为97%。
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第五章 通风与安全
第一节 概 况
一、矿井瓦斯
根据云南省煤炭工业局2008年1月1日的审定结果:最大相对瓦斯涌出量为6.200m3/t,最大绝对瓦斯涌出量为0.51 m3/min;最大相对二氧化碳涌出量为13.850m3/t,最大绝对二氧化碳涌出量为1.140m3/min,根据《煤矿安全规程》第133条,本矿井为低瓦斯矿井。
由于本次设计开采标高、开采煤层均未发生变化,因此本设计采用以上数值为依据。
二、煤尘爆炸危险性、煤自燃倾向性
2005年08月18日委托江西煤矿矿用安全产品检验中心对C3煤层进行了煤尘爆炸性鉴定及煤的自燃倾向性等级鉴定(编号:051117),鉴定结论为C3煤层无煤尘爆炸性、自燃倾向性等级为三类、不易自燃,C5煤层尚未进行鉴定,本设计暂按煤层无煤尘爆炸性、自燃倾向性等级为不易自燃进行设计,在开采C5煤层前应对本煤层采样送检,跟据鉴定结果进行管理,保证安全生产。
三、地温及冲击地压
井田范围内属于地温正常区,无冲击地压。
第二节 矿井通风
一、通风系统及通风方式
根据矿井开拓布置,主斜井、回风斜井均位于矿井西南部边界。主斜井为进风井,回风斜井为回风井。
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矿井采用分列式通风方式,抽出式通风方法。 回采工作面采用“U”型通风。
新鲜风流由主斜井进入,经运输石门(轨道下山)进入工作面轨道平巷(运输机巷)至工作面,污风经工作面回风平巷、回风石门(回风下山)、+0m回风巷、总回风巷进入回风斜井排出地面(详见附图FC1079-171)。
二、掘进通风及硐室通风 1、掘进通风
掘进工作面选用FBD№5.0/11/2³5.5型矿用防爆对旋轴流局部通风机配阻燃、抗静电胶质风筒进行压入式通风。
2、硐室通风
绞车房:由主斜井供风,经回风下山、+0m回风巷、总回风巷进入回风斜井排出地面;消防材料库位于新鲜风流中,未通风。
三、矿井风量、风压及等积孔计算 (一) 矿井风量 1、矿井总风量计算
(1) 按井下同时工作的最多人数所需风量计算
Q=4Nk
式中:N——井下同时工作的最多人数,据计算为42人;
4——每人每分钟供风标准,m3/min;
k——矿井通风系数,矿井采用分列式通风,k取1.20。
Q=4³42³1.20=201.6(m3/min)=3.4m3/s
(2)按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量进行计算
Q=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它)³k
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式中:∑Q采、∑Q掘、∑Q硐、∑Q它——分别为采煤工作面,掘进工作面、通风硐室及其它行人、维护巷道所需风量总和(m3/s);
k——同上。 ① 采煤工作面需风量计算 a、按瓦斯或二氧化碳涌出量计算
矿井二氧化碳涌出量大于瓦斯涌出量,且二者比值超过1.5(按《煤矿安全规程》的规定,总回风巷瓦斯允许浓度为1%,而二氧化碳允许浓度为1.5%),因此设计按二氧化碳涌出量进行计算。
Q采=67³q采³kc
式中:q采——回采工作面绝对二氧化碳涌出量0.91m3/min;
kc——采煤工作面因二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,炮
采工作面可取1.4~2.0,设计取kc=2.0。
则采煤工作面需风量为:
Q采=67³0.91³2.0=121.9(m3/min)=2.1m3/s b、按炸药量计算
Q采=25Aj
式中:Aj——采煤工作面一次起爆最大炸药量,取Aj=7.2kg。 Q采=25³7.2=180(m3/min)=3.0m3/s c、按工作面温度计算
Q采=60³V采³S采³Ki
式中:V采——采煤工作面适宜风速,m/s,回采工作面进风流温度年均20℃左右,对应风速取1.0m3/s;
S采——采煤工作面的平均有效断面积,m2;平均断面积等于平
均控顶距与采高的乘积,最大控顶距为5.3m,最小控顶距3.3m,平均采
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高为0.92m,则工作面平均有效断面积为:
S采=工作面采高³
工作面最大控顶距工作面最小控顶距=3.96
2Ki——回采工作面长度系数,取0.9。 工作面需风量分别为:
Q采=60³1.0³3.96³0.9=213.8(m3/min)=3.6m3/s d、按工作面最多人数计算
Q采=4³nc
式中:nc——回采工作面同时工作的最多人数,设计nc=16人。
Q采=4³16=(m3/min) =1.1m3/s
e、按风速进行验算
根据《煤矿安全规程》,按式:0.25<Q采/S采<4.0进行验算。 式中:Q采——根据以上计算取最大值,Q采=3.6m3/s;
S采——回采工作面有效断面,S采=3.96m2。 经验算,Q采=3.6m3/s符合要求。 风速验算满足要求。 ② 掘进工作面需风量计算 a、按二氧化碳涌出量计算
Q掘=67³q掘³kd
式中:q掘——掘进工作面绝对二氧化碳涌出量0.23m3/min;
kd——掘进工作面因二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,炮
掘工作面可取1.8~2.0,设计取kd=2.0。
矿井投产时布置2个掘进工作面同时作业,则: Q掘1=Q掘2=67³0.23³2.0=30.8(m3/min)=0.5m3/s b、按工作面最多人数计算
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Q掘=4³nj
式中:nj——掘进工作面同时工作的最多人数,设计nj=8人。
Q掘1=Q掘2=4³8=32(m3/min)=0.5m3/s
c、按炸药量计算
Q掘=25Aj
式中:Aj——掘进工作面一次起爆最大炸药量,取Aj=7.2kg。 Q掘1=Q掘2=25³7.2=180(m3/min)=3.0m3/s d、按局部通风机实际吸入风量计算
Q掘=Qf³I³kf
式中:Qf——掘进面局部通风机吸入风量,设计掘进工作面选用FBD№5.0/11/2³5.5型矿用防爆对旋轴流局部通风机,其吸入风量取3.0m3/s;
I——掘进面同时运转的局部通风机台数,设计每个掘进面使
用1台局部通风机,I=1台;
kf——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数,取1.3。
Q掘1=Q掘2=3.0³1³1.3=3.9(m3/s)
e、按风速进行验算
根据《煤矿安全规程》,按式:0.25<Q掘/S掘<4.0进行验算。 式中:Q掘——根据以上计算取最大值, Q掘=3.9m3/s;
S掘——掘进工作面有效断面,S掘为4.59m2。 经验算,Q掘1=Q掘2=3.9m3/s符合要求。 f、掘进工作面贯通期间需配备的备用风量Q掘备 按一个掘进工作面的需风量配备,则Q掘备=3.9m3/s 则掘进工作面需风量总和为:
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∑Q掘=Q掘1+Q掘2+Q掘备=11.7m3/s。 ③ 硐室需风量
轨道上山绞车房需配风,其需风量Q1.0m3/s。
④ 其它需风量
设计采区有回风上山需配风,其需风量Q它取1.0m3/s,则∑Q它
=1.0m3/s。
⑤ 矿井需风量
Q2=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它)³K =(3.6+11.7+1.0+1.0)³1.20=20.8(m3/s) (4) 矿井需风量确定
矿井达产时为1个采煤工作面、2个掘进工作面同时生产,矿井需风量为21.0m3/s。
2、矿井风量分配
采煤工作面:配风5.0m3/s;
掘进工作面:配风5.0m3/s,2个掘进工作面共计10.0m3/s; 硐室:配风2.0m3/s 其它巷道:配风4.0m3/s。 合计:21.0m3/s。 (二)投产时通风风压 通风摩擦阻力计算公式如下:
h=
LPQ2S3硐
取1.0m3/s,则∑Q
硐
=
式中:h——通风摩擦阻力(Pa);
α——井巷摩擦阻力系数(N.S2/m4);
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L——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)。
经计算,矿井投产时摩擦阻力为387.2Pa,通风摩擦阻力计算详见表5-2-1。
(三)投产时矿井等积孔
A=1.19Q/h=1.19 ³21.0/387.2=1.27(m2) 由上计算得知,矿井投产时期属于中等阻力矿井。
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表5-2-1 矿井通风阻力计算表(投产时期) 序号 巷道名称 断面 支护方式 阻力系数 净周长 巷道长 24形状 a(NS/m) P(m) L(m) 半圆拱 半圆拱 锚喷 锚喷 0.005 0.005 9.48 9.03 10.72 9.03 9.03 8.65 8.65 8.65 8.05 8.65 10.16 8.65 8.05 8.05 9.03 8.05 9.48 187 280 30 83 84 84 83 70 70 180 70 227 52 52 303 117 121 净 断 面 S(m) 6.29 5.05 8.11 5.05 5.05 4.59 4.59 4.59 4.54 4.59 3.96 4.59 4.54 4.54 5.05 4.54 6.29 2风 量 Q(m/s) 21 21 16 14 4 4 14 16 5 2.5 5 5 5 10 21 21 21 3S 249 129 533 129 129 97 97 97 94 97 62 97 94 94 129 94 249 3Q 441 441 256 196 16 16 196 256 25 6.25 25 25 25 100 441 441 441 2风 阻 风 速 阻 力 28R(NS/m) V(m/s) H(Pa) 备注 0.036 0.236 0.003 0.070 0.071 0.090 0.0 0.075 0.030 0.193 0.309 0.244 0.022 0.022 0.255 0.050 0.023 3.3 4.2 2.0 2.8 0.8 0.9 3.1 3.5 1.1 0.5 1.3 1.1 1.1 2.2 4.2 4.6 3.3 15.7 103.9 0.8 13.7 1.1 1.4 17.5 19.2 0.8 1.2 7.7 6.1 0.6 2.2 112.4 22.2 10.2 336.7 50.5 387.2 1 主斜井 2 +605m运输巷 3 采区上车场 4 轨道上山 5 轨道上山 6 回风下山 7 回风下山 8 回风下山 9 +607m运输石门 10 1131轨道平巷 11 1131工作面 12 1131回风平巷 13 +0m回风石门 14 +576m回风石门 15 +0m回风巷 16 总回风巷 17 回风平硐 18 19 20 小 计 加15%局部阻力 合 计 梯形 金属支架 0.012 梯形 金属支架 0.012 梯形 金属支架 0.012 梯形 金属支架 0.012 梯形 金属支架 0.012 梯形 金属支架 0.012 半圆拱 锚喷 0.005 梯形 金属支架 0.012 矩形 金属支柱 0.027 梯形 金属支架 0.012 半圆拱 半圆拱 半圆拱 半圆拱 锚喷 锚喷 锚喷 锚喷 0.005 0.005 0.005 0.005 梯形 金属支架 0.012 第 33 页 大地工程开发有限公司 盐津县河坝煤矿采区设计说明书
第三节 通风设施及防止漏风、降低风阻措施
一、 通风设施
1、为避免主斜井、井底车场、运输巷或采区下山附近发生火灾时事故的扩大,矿井需要反风,反风通过主要通风机电机反转实现。
2、为防止瓦斯、煤尘爆炸时损坏风机,回风井设防爆门。 3、为使风流按规定路线流动,控制各用风地点的风量,井下有关巷道中设置正反向风门、调节风门、密闭墙等通风构筑物。
二、 防止漏风的措施
1、采煤工作面设计采用后退式开采,减少采空区漏风。
2、回采后的采区、采面、废弃的巷道及时设置密闭墙,减少采空区漏风量。
3、系统发生变化后,及时调整通风系统,避免矿井各地点压差发生变化而导致漏风量增加。
4、主要风门设置两道连锁的风门,防止风流短路或漏风。对设在运输线上的通风调节风门应专人管理风门。风墙、风门等通风构筑物设置在围岩坚固、地压稳定的地点,并进行刻槽(深度不小于20cm)。
5、生产时设专人负责通风构筑物的检查与维修。 三、 降低风阻的措施
1、严格按设计断面及支护形式施工。
2、新掘巷道周壁尽可能光滑,金属支架巷道刹帮背顶、架设整齐,锚喷巷道采用光面爆破。巷道转弯处应呈圆弧形或使之呈钝角,避免直拐弯。
3、避免在主要通风巷道中堆积杂物,设专人检查井巷状况,发现问题及时维修,保证巷道的有效通风断面达到设计要求。
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第六章 主要设备
第一节 提升设备
矿井主斜井、轨道下山绞车提升煤、矸和材料。
矿井现有2台JT-B06Z型绞车,其功率较小,不能满足矿井生产要求,需重新选型,计算选型如下:
一、主斜井绞车选型 (一) 设计依据
1、采区年生产能力:50kt/a。 2、提升方式:单钩串车。
3、井筒参数;L=L斜+L上+L下=187+15+15=217m,β=16°。 4、矸石率:为年生产能力的10%(5kt/a)。 5、矿车装满系数:0.9。
6、提升容器:MGC1.1-6A型固定式矿车,容积:1.1m3,矿车自重592kg,根据装满系数,载矸1800kg,载煤1000kg。
7、工作制度:年工作日330d,两班生产,每天净提升时间15h。 8、钢丝绳安全系数:ma≥6.5。
9、煤的松散容重1t/ m3,矸石容重1.8t/m3。 (二) 设备选型 1、计算提升循环时间 井筒上、下均为平车场。
经计算,一次提升循环时间T=295s。 2、按产量要求一次提升量
Ak1k2TQ
3600btk第 35 页 大地工程开发有限公司
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式中:Q——按产量要求的一次提升量,t;
k——装满系数,取k=0.9; k1——提升不均匀系数,取k=1.25; k2——提升能力富余系数,取k=1.10; b——年工作日,330d;
A——采区年生产能力,A=55000t; T——提升循环时间,T=295s; t——每天提升工作小时数,t=15h; 经计算,Q=1334kg。 3、一次提升串车数
n1Q m1式中:n1——一次串车数量;
Q——按产量要求一次提升量,Q=1334kg; m1——矿车载煤量, m1=1000kg。
经计算,n1=1.33辆。
取一次提升煤车2辆,重量为3184kg;提升矸车1辆,重量为2392kg。初选JT1.2³1.0型绞车技术参数见下表6-1-1。
表6-1-1 JT1.2³1.0型绞车技术参数表
最大静 直径(mm) 宽度(mm) 张力kN 1200 1000 25 卷 筒 钢绳最大 直径(mm) 18.5 绳速 (m/s) 1.94 电动机 最大容 绳量(m) 功率(kW) 620 55 4、验算矿车连接器强度
n2Fl(m1m2)(sinf1cos)g
式中:n2——允许一次提升矿车数;
m1——矿车载煤量,1000kg;
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m2——矿车自重,592kg;
Fl——矿车连接器最大允许拉力60kN; f1——矿车阻力系数,取f1=0.015; g——重力加速度,取g=9.8m/s2; β——井筒倾角,16°。
则经计算n2=14.1辆>2辆,故矿车连接器强度符合要求。 5、钢丝绳选型
根据一次提升量要求,按下式计算:
mpn(m1m2)(sinf1cos)11106B
maL(sinf2cos)式中:n——一次应提升矿车数,取n=2辆;
mp——钢丝绳单位质量,kg/m
B——钢丝绳抗拉强度,1570MPa;
ma——钢丝绳安全系数,按《煤矿安全规程》第400条,取
ma=6.5;
L——提升长度,L=217m;
f2——钢丝绳运行阻力系数,取f2=0.25; m1、m2、β、f1——同前。
经计算,mp=0.34kg/m
钢丝绳选用6³19S+FC-14.0-1570型,钢绳m/p=0.722kg/m,Qp=114.534kN(查钢丝绳技术参数)
6、作用在绞车上的最大静张力
Fjmaxgn(m1m2)(sinf1cos)Lm/pg(sinf2cos)
式中:n 、g、m1、m2、L、f1、f2、m/p、β——同前。 作用在绞车上的最大静张力, Fjmax9.3kN。
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7、安全系数校验
maQpFjmax
式中:QP——钢丝破断拉力总和,Qp=114.534kN;
Fjmax——作用在绞车上的最大静张力,Fjmax =9.3kN; 经计算,ma=12.3>6.5。
所选钢丝绳符合《煤矿安全规程》规定。 8、绞车滚筒尺寸的选择
根据《煤矿安全规程》规定,地面绞车应满足: (1) 卷筒直径
D1≥80d
式中:D1——应选绞车卷筒直径,mm;
d——提升钢丝绳直径,d=14.0mm;
经计算,D1(1120mm)<D(1200mm);绞车滚筒直径满足要求。 (2) 卷筒宽度
Ll(nn)DB1[](d)
KDp式中:B1——应选绞车卷筒宽度,mm;
L——提升长度,L=217m;
l——试验钢丝绳长度,30m;
K——缠绕层数;取K=3; D——卷筒直径,1.2m;
Dp——平均缠绕直径,Dp=D+(K-1)d³10-3=1.228 m; n΄——最少摩擦圈数,n΄≥3;
n˝——每季度将钢丝绳移动四分之一圈的备用圈数,n˝=4;
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d——钢丝绳直径,d=14.0mm; ε——钢丝绳之间的间隙,取ε=3mm; 经计算,B1(360mm)<B(1000mm),绞车宽度满足要求。 9、按最大静张力来确定绞车的提升负荷 即:Fjmax≤绞车的最大静张力额定值
经计算Fjmax为9.3kN,初选绞车的最大静张力25kN>9.3kN。 根据以上计算,初选JT1.2³1.0型绞车满足设计要求。 10、校验电机的功率 单钩上提重物时:
NkFjmaxvm1000
式中:N——绞车电动机功率,kW;
Fjmax——单钩提升系统最大静张力,93000N; η——减速器传动效率,取η=0.90; K——电动机的备用系数,取K=1.10;
vm——绞车额定速度,vm=1.94m/s;
经计算,N=24.0kW,配套电机功率为55kW满足要求。 (三) 提升安全
1、提升系统设置防止过卷装置、防止过速装置、防止松绳装置、过负荷和欠电压保护装置、限速装置、深度指示器失效保护装置、闸间隙保护装置、减速功能保护装置等。
2、绞车提升钢丝绳安全系数ma>6.5。 二 采区绞车的选型
同理计算,轨道下山绞车选用JTB1.0³0.8矿用防爆绞车就能满足提升要求,技术参数风下表6-1-2。
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表6-1-2 JTB1.0³0.8型绞车技术参数表
最大静张力 kN 直径(mm) 宽度(mm) 1000 800 20 卷 筒 钢绳最大 直径(mm) 18.5 电动机 绳速 最大容 (m/s) 绳量(m) 功率(kW) 1.5 600 45 第二节 排水设备
矿井采用机械排水,在主斜井井底车场和采区下车场附近设置水仓,二级排水,井下涌水由水泵房水泵抽排出地面。矿井现有4台IS50-32-200型离心式水泵,需重新选型。选型计算如下:
一、主斜井排水设备 (一) 计算依据 1、排水长度:187m; 2、井筒倾角:15°; 3、排水垂高:49.9m; 4、正常涌水量:1.5m3/h; 5、最大涌水量:3.2m3/h; 6、矿井防尘洒水量:1.3m3/h;
7、工作水泵能力在20h内能排出24h的正常涌水量。 二、设计计算
1、水泵必须的排水能力 (1) 正常涌水量时:QB=
24(Q正qf)2024(Qmaxqf)20=3.36(m3/h)
=5.4(m3/h)
(2) 最大涌水量时:QBmax=
式中:Q正——矿井正常涌水量,1.5m3/h;
qf——矿井防尘洒水量,1.8m3/h; Qmax——矿井最大涌水量,20.1m3/h。
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2、水泵必须的扬程
HB(HxHp)Kb
式中:Hx——吸水高度,取Hx=5m;
Hp——排水高度,49.9m;
Kb——管路损失系数,取Kb=1.25。 经计算水泵必须扬程为65.88m。 3、预选水泵型号
根据以上QBmax和HB,初选D6-25³3型多级水泵,其技术参数见表6-2-1。
表6-2-1 D6-25³3型多级水泵技术参数表
型号 D6-25³3 流量 总扬程 转 速 电机功率(m3/h) (m) (r/min) (kW) 6.3 75 2950 5.5 电机电压(V) 660 效率 (%) 60 必须汽蚀 余量(m) 2.2 4、校验水泵的稳定性
水泵实际扬程:Hsy=Hp+Hx=49.9+5=54.9m 初选水泵扬程:H0=75m
Hsy<0.9H0,水泵的稳定性满足要求。 5、验算水泵排水时间 (1) 正常涌水量时:T24(Q正qf)Qe2Qe11.2(h) 9.0(h)
(2) 最大涌水量时:Tmax24(Qmaxqf)Qe——水泵单位时额定排水量,6m3/h;
矿井正常和最大涌水量时的排水时间都小于20h,满足要求。 三、水泵型号确定
根据以上计算和校验,矿井选用D6-25³3型多级离心水泵3台,配
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套防爆电机,功率为5.5kW;正常涌水时,一台工作,一台备用,一台检修;最大涌水时,两台工作,一台备用。
四、管路选型 1、管路趟数的确定
根据《煤矿安全规程》要求,设置两趟排水管路,其中一趟工作,一趟备用。
2、管径计算 (1) 排水管内径(d'p)
取排水管的经济流速Vp1.5m/s,则
d'p= Q e =0.0376(m)
900v'p
选取Ф57×3.5mm无缝钢管为排水管,管路长度2×187m。 (2) 吸水管内径
Qe取吸水管的经济流速Vx1.0m/s,则d'x= =0.0461(m)
900v'x选取Ф60×3.5mm无缝钢管为吸水管。 五、轨道下山排水设备
同理计算,轨道下山选用D6-25³4型多级离心水泵3台,配套防爆电机,功率为7.5kW;正常涌水时,一台工作,一台备用,一台检修;最大涌水时,两台工作,一台备用。其技术参数见表6-2-3。
表6-2-3 D6-25³4型多级水泵技术参数表
流量 总扬程 转 速 电机功率型号 (m3/h) (m) (r/min) (kW) D6-25³4 6.3 100 2950 7.5 电机电压(V) 660 效率 (%) 60 必须汽蚀 余量(m) 2.2
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第三节 通风设备
矿井现有2台BKY60№09/s型轴流式主要通风机,电机功率为11kW,其风量、风压均不能满足设计要求,需重新选型,选型计算如下:
一、主要通风机选型计算 (一) 主要通风机选型计算条件
投产时期通风阻力h=387.2Pa,需风量为21.0m3/s。 (二) 主要通风机风量、静压和工作风阻的计算 通风设备应具备的通风风量及通风风压如下: 1、通风机风量计算
Q=Q1³K
式中:k——漏风系数,取1.05。 Q=21.0³1.05=22.1(m3/s) 2、通风机风压的计算: ① 通风机必须产生的风压:
H=h阻±Δh+h通
式中:h通—―风硐阻力,取150Pa;
Δh—―自然风压,Pa;矿井开采深度大于100m,按“科马洛夫”经验公式计算:
ΔhP0HR11Hg1TT1000021式中:P0――地面井口大气压力,风井井口标高+680.0m,大气压力为93455.9pa;
H――采区开采深度,140m;
T1、T2――进风侧平均温度,进风侧、回风侧空气温度,K进
风侧平均温度18℃(291K),回风侧平均温度22℃(295K);
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R――矿井空气常数,干空气常数287J/(kg.K); g——重力加速度,9.8m/s2。 经计算:Δh=21.1pa。 H=387.2+21.1+150=558.3pa ② 根据海拔高程校正:
矿井处于高山地区,考虑海拔因素影响,对矿井风压进行校正。根据《采矿工程设计手册》,按下式对矿井风压校正:
h176013.69.8H
p0式中:h1——高山地区矿井负压,Pa;
p1——地面井口大气压力,pa;(同上) h——正常条件下的矿井负压,Pa。 经计算,投产时期风压:H=605.1Pa。 3、主要通风机工作风阻计算
R=h /Q2=605.1/22.12=1.24(N²S2/m8)
式中:R——投产时期主要通风机工作风阻,N²S2/m8; 4、通风网路特性曲线方程式分别为:
H=RQ2=1.24Q2
(三) 设备类型 1、主要通风机类型选择 设计选用轴流式主要通风机。 2、主要通风机型号确定
根据上述风量与静压计算结果初选FBCZ-4-№11A型矿用防爆轴流式通风机。风机叶片安装角20~32°。
根椐初选的主要通风机性能曲线确定风机的工况点为:主要通风机
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性能曲线见图6-3-1
风量:Q=23.2m3/s,风压:H=665Pa,风机效率:74%,叶片安装角:29°(+3°)。
(四) 计算电机功率 1、主要通风机输入功率
N=(H†³Q†)/(1000³η†S)/ηC
式中:H†——投产时期工况点所对应的静压,Pa;
Q†——投产时期工况点所对应的风量,m3/s; η†S——投产时期工况点所对应的静压效率; ηC——传动效率,联轴器传动时取ηC=0.98。 Nmin=(665³23.2)/(1000³0.74)/0.98=21.3kW) (2) 电动机容量的确定 根据上述电机功率为:
Ne=Nke/ηeηtr
式中:ke——电动机容量备用系数(ke=1.1~1.2),取1.2;
ηe——电动机效率(ηe=0.90~0.94,大型电机取大值),取
0.91;
ηtr——传动效率(电动机与通风机直联时ηtr=1,皮带传动时
取ηtr=0.95),所选主要通风机的电动机与通风机直联,ηtr=1。
Ne=21.3³1.2/(0.91³1)=28.1(kW) 根据以上计算,主要通风机功率确定为30kW。 (五) 确定通风设备
通过上述计算,选用FBCZ-4-№11A型矿用隔爆轴流式主要通风机2台,其中1台运行,1台备用。风机转速:1450r/min,风量范围:12.5~
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27m3/s,风压范围:250~920pa。
风机叶片安装角为29°(+3°),配备型号YBFe200L-4电机,电机功率30kW。
主要通风机性能参数详见表6-3-1。
表6-3-1 FBCZ-4-№11A型矿用防爆轴流式通风机性能参数表
安设地点 风井 转速叶片安装角 (r/min) (°) 1450 20~32° 功率(kW) 风量(m3/s) 30 12.5~27 风压(Pa) 250~920 二、局部通风机选型
掘进工作面采用压入式通风。矿井现有4台YBT2-5.5型矿用防爆轴流局部通风机,但风压、风量均达不到设计要求,因此设计选用FBD№5.0/11/2³5.5型矿用防爆对旋轴流局部通风机,其风量171~260m3/min,全压980~2800Pa,电机功率2³5.5kW,选用φ600mm阻燃、抗静电胶质风筒,其供风能力满足矿井掘进巷道需求。
第四节 压风设备
根据生产监督管理总局和国家煤矿安全监察局安监总煤行〔2007〕167号文件规定,必须在地面建立固定压风系统,且压风机容量的选择必须根据井下人数最多的工作面(或作业点)的人数每分钟所需的新鲜空气量进行选择。
矿井进行了“三条线”设计,但尚未进行实施,因此无可利用的设备设施,均为新选型,选型计算如下:
一、设计依据
1、本矿井井下人数最多的作业点是采煤工作面,人数为16人,每人按0.3m3/min计算。
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2、井下2个掘进工作面都使用风动凿岩机掘进。 使用风动工具如下:
凿岩机:ZY24型,耗气量2.8m3/min,压力0.4~0.6MPa,2台。 3、供气最远距离:750m。 二、设计选型
因压风机在同一时间只供人员用风或供风动工具用风,故按两者中最大的用风量来进行压风机排气量选择。
1、空压机供气量的确定 (1)井下用风设备需风量
QS=n³q³Y³Φ1³Φ2³Φ3
式中:QS——风动凿岩机耗气量总和,m3/min;
n——风动凿岩机使用台数,2台; q——风动凿岩机的耗气量,2.8m3/min; Φ1——管道漏损系数,取1.2;
Φ2——用气设备磨损增耗量系数,取1.15;
Y——海拔高度修正系数,该矿工业场地标高+655m,Y=1.05。 QS=2³2.8³1.05³1.2³1.15=8.1(m3/min)
(2)压风自救系统需风量
QZ=Q人³N³Y³Φ1
式中:Q人——压风自救系统每人需风量,0.3m3/min;
N——工作面最多人数,16人; Y、Φ1——同前。
QZ=0.3³16³1.05³1.15=5.8(m3/min) 2、空压机出口压力确定
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P=Pg+∑△P+0.1
式中:P——出口压力,MPa;
Pg——风动工具所需的工作压力,取0.5MPa;
∑△P——管路中最远一路的管道压力损失之和,该矿最远供
风距离750m,经计算∑△P=0.03Mpa。
P=0.5+0.03+0.1=0.63MPa 2、压风设备确定
根据上述计算,矿井按风动工具所需风量,选用SA-55A型风冷螺杆式空气压缩机2台,其中1台运行,1台备用。其技术特征详见表6-4-1。
表6-4-1 SA-55A型固定式空气压缩机技术参数
型 号 冷却 方式 风冷 排气量m/min 10.4 3排气压力MPa 0.75 转速r/min 电动机 外形尺寸 功率 kW 电压 V 380 SA-55A 1480 2200³1230³10 55 三、供气管道 1、管径的计算
D=Q³6.350.3724³L0.201
式中:D——压风管径,mm;
Q——井下所需风量, Q=8.1m3/min; L——井下最远供气距离,取L=750m。 经计算D=61.0mm
选用φ83³4mm无缝钢管作为压风供气主管道,φ60³4mm无缝钢管作为支管。主斜井、+605m运输巷、轨道下山铺设主管道,再由支管铺设至其它巷道、各工作面及作业点。入井压风管道按《煤矿安全规程》规定进行接地。
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第七章 采区供电
第一节 供电方式
矿井原采用380V下井,根据采区电力负荷统计,不能满足设计要求,设计采用660V电源下井供井下排水及采掘设备用电。地面安设两台KS9-125/10/0.69kV型矿用变压器为井下设备提供电源 (其中一台使用,一台备用,中间设置联络开关,当两台变压器同时使用时,联络开关必须断开) ,并在低压侧设置检漏继电器和试验开关,达到对660V系统的绝缘检测及漏电保护。水泵一、二回供电线路来自地面660V供电系统的不同母线段,当任一回供电线路出现故障时,另一回路能承担矿井排水要求。井下局部通风机采用双风机双电源,其供电回路采用装有选择性漏电保护的专用开关和专用线路供电。
第二节 电力负荷
采区主要电力负荷指标如下: 设备总容量:151.2kW 设备总工作容量:131.8kW 有功负荷:83.17kW 无功负荷:71.8kvar 视在功率:109.88kVA 电力负荷统计表见表7-2-1。
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表7-2-1 采区电力负荷统计表
数量(台) 序号 用电设备名称 电压 (V) 127 660 660 660 660 660 660 660 全部 6 2 2 1 1 3 3 1 19 工作 4 1 2 1 1 2 2 1 14 设备容量(kW) 需要 全部 7.2 8 22 15 45 16.5 22.5 15 151.2 工作 4.8 4 22 15 45 11 15 15 131.8 系数 0.4 0.3 0.8 0.65 0.7 0.7 0.7 0.7 COSФ tgФ 有功 功率 (kW) 0.6 0.65 0.85 0.7 0.8 0.8 0.8 0.7 1.33 1.17 0.62 1.02 0.75 0.75 0.75 1.02 1.92 1.20 计算负荷 无功 功率 (kvar) 2.56 1.40 视功 功率 (kVA) 选用变压器 容量 (kVA) KS9-125/10/0.69kV 备 注 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 采区负荷 煤电钻 探水钻 局部通风机 乳化液泵站 提升绞车 水泵 水泵 刮板输送机 小计 乘以同时系数0.9 变压器损失 合计 17.60 10.91 9.75 9.95 31.50 23.63 7.70 5.78 10.50 7.88 10.50 10.71 90.67 72.80 81.60 65.52 104.65 1.57 6.28 0.757 0.86 83.17 71.80 109.88 第 50 页 大地工程开发有限公司
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第三节 采区供电
根据采区电力负荷统计,采用660V电源下井供井下排水及采掘设备用电。水泵一、二回供电线路来自地面660V供电系统的不同母线段,当任一回供电线路出现故障时,另一回路能承担矿井排水要求。井下局部通风机采用双风机双电源,其供电回路采用装有选择性漏电保护的专用开关和专用线路供电。(详见采区供电系统示意图)
采煤工作面的电气设备设瓦电闭锁,掘进工作面的电气设备设风电闭锁、瓦电闭锁。各回采工作面煤电钻均采用ZBZ-2.5Z型煤电钻综合保护器供电,使用MZ型矿用阻燃橡套软电缆联接。
电压在36V以上和由于绝缘损坏可能带有危险电压的电气设备的外壳、构架等必须有保护接地。各配电点均在巷道水沟内或其它就近潮湿处设置局部接地极(设置在水沟中的局部接地极为面积不小于0.6m2,厚度不小于3mm的镀锌钢板或等效面积的镀锌钢管,其它地点的局部接地极为直径不小于35mm,长度不小于1.5m的钻孔钢管)。接地网上任一保护接地点的接地电阻不得超过2Ω,每个移动式和手持式电气设备至局部接地极之间的保护接地用的电缆芯线和接地连接导线的电阻值,不得超过1Ω。
第四节 井下通讯
根据安全生产监督管理总局和国家煤矿安全监察局安监总煤行〔2007〕167号文件要求绞车房、水泵房等主要机电硐室和采掘工作面等地点安装电话机。矿井选用KTJ101-30型矿用程控调度交换总机,井下选用型号为KTH104矿用电子电话机。下井的通讯干线选用两回
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MHYV32-20³2³0.84型通讯电缆,相互之间应有联络电缆,当任一条电缆出现故障时,可迅速转接,保证井下主要电话用户的通信,入井通讯电缆必须在入井处装设熔断器和防雷装置。接至电话机的支线,选用HUJYV-1³2³7/0.28型通讯电缆。凡安装电话机的地点,设立醒目的电话标志,并标明调度、救援等重要电话号码。(详见井下通讯系统示意图)。
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第八章 安全监测监控系统与计算机网络
矿井安设有KJ83型监测监控系统,井下安设有瓦斯传感器3台,设备开停传感器3台。
设计利用矿井现有KJ83型监控系统(应对此系统进行升级,升级后的系统为KJ83N)及地面设施,按《煤矿安全规程》及《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》(AQ1029-2007)的有关规定安装增加、补充各类传感器,一旦出现瓦斯超限,自动切断工作面及其回风巷内所有非本质安全型用电设备电源,保障矿井生产安全。系统监测的有害参数超限时,能自动报警,井下分站能可靠地实现风电、瓦斯电闭锁功能。
矿井安全监测、监控系统及各类传感器设置见平面布置图FC1079-174。
甲烷传感器安设位置及报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围详见图FC1079-174中传感器设置表。
设计投产时共装备5个分站,均为KJF39型中分站,装备各类传感器36台(不含备用量)。其中瓦斯传感器10台,风速传感器2台,温度传感器3台,负压传感器1台,风门开闭传感器4个,设备开停传感器11台,设备开关馈电传感器3台,风筒传感器2个。
各类传感器的备用量按20%配置,矿井各类传感器配备数量见表8-4-1。
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表8-4-1 各类传感器配置表
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 设备及器材 井下监控仪 甲烷传感器 风速传感器 温度传感器 压力传感器 设备开停传感器 风门开闭传感器 设备开关馈电传感器 风筒传感器 主传输电缆 传感器电缆 规格及型号 KJF39 KGY-002A GFC-15 GWD100 GPD1/5 GFK-L GFK-L ZQJD-1 GFT15A PUYV31-1³4³1 PUYVR-1³4³7/0.52 单位 台 台 台 台 台 台 台 台 台 m m 数量 6 12 3 4 2 14 5 4 3 907 2050 备注 备用1台 备用2台 备用1台 备用1台 备用1台 备用3台 备用1台 备用1台 备用1台
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第九章 安全技术措施
第一节 瓦斯防治措施
一、防止瓦斯积聚的措施
1、通风系统合理、完善。巷道断面按设计施工,满足通风需要;主要通风机根据选型配置,保证矿井风量足够、稳定、可靠;矿井通风系统简单,角联风路、并联支路少,井下通风构筑物少;各用风地点风量容易控制,风流稳定性好,能够保证各用风点风量。
2、保证通风设施质量,加强通风设备设施管理与维护检修,井下各用风地点按规定配风,风速符合规程规定。
3、严格执行矿井瓦斯检测制度,搞好“一通三防”工作。 4、加强巷道维护和采煤工作面顶板管理,避免瓦斯局部积聚,及时密闭盲巷、废巷,隔离采空区;瓦斯超限时,严格执行瓦斯排放制度。
5、加强通风、机电设备的检修维护,减少无计划停电、停风造成的瓦斯积聚。
二、防止瓦斯爆炸的措施
1、 入井人员穿抗静电工作服下井,以免静电产生火花引爆瓦斯。 2、 严格井口检身制度,防止入井人员携带烟草和点火物品下井。 3、杜绝失爆矿灯下井,严禁井下敲打、拆卸矿灯。 4、井下所有电气设备采用隔爆型,严禁失爆设备下井。 5、加强放炮管理,做到“一炮三检”,杜绝不正规的爆破作业。 6、井下采、掘工作面实行通风,掘进工作面实行风电、瓦斯电闭锁,采煤工作面实行瓦斯电闭锁。
7、防止瓦斯爆炸事故扩大的措施
不用的旧巷及开采结束工作面及时设置可靠的永久密闭;加强矿井
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主要通风机、防爆门的日常管理,保证主要通风机、防爆门处于良好状态,反风时保证主要通风机能在10min之内改变巷道中风流方向,反风风量不低于正常风量的40%;编制完善的瓦斯爆炸事故处理计划,按规定进行反风演习,检验反风设施及反风效果;加强矿井井下通风设施的日常管理、维修维护工作,保证通风设施质量。
第二节 防尘措施
1、采掘工作面采用湿式打眼,爆破时使用水炮泥及喷雾洒水,出煤或装煤(岩)时洒水等措施。
2、合理配风,定期清扫井巷浮煤,冲洗巷道和刷浆。
3、建立完善的防尘洒水系统,主要运输巷、采区上山、区段轨道平巷及区段回风平巷、采掘工作面、放煤口、卸载点等地点装设防尘供水管路和降尘装置。
4、井下(缓冲)煤仓应保持一定的存煤。
第三节 防灭火措施
一、内因火灾防治措施
2005年08月18日委托江西煤矿矿用安全产品检验中心对C3煤层进行了煤尘爆炸性鉴定及煤的自燃倾向性等级鉴定(编号:051117),鉴定结论为C3煤层无煤尘爆炸性、自燃倾向性等级为三类、不易自燃,C5煤层尚未进行鉴定。
本次设计暂按煤层不易自燃,煤尘无爆炸进行设计,设计未考虑内因火灾防治措施。
二、外因火灾防治措施
1、建立完善的矿井防火管理制度。
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2、加强明火与潜在热源的控制与管理,安装可靠的保护设施,严禁人员携带烟火入井。
3、井筒及运输大巷采用锚喷支护,采区巷道采用锚喷及钢性支架支护;井下机电硐室采用砌碹支护,并设置防火门,各机电硐室配备灭火器材。
4、加强日常管理,保证矿井主要通风机处于良好状态,保障反风顺利实施。
5、建立了完善的消防管路系统,井上、下设置有消防材料库,并备有相应数量的消防材料和工具,以及时控制或消灭矿井火灾。
6、绘制矿井避灾路线,一旦发生火灾,保证人员安全撤离。 7、进风井口均安设防火铁门,井口及通风机房附近20m范围内严禁烟火。
第四节 防治水措施
1、井口附近设置防洪水沟。
2、做好雨季防汛准备和检查工作,防止或减少地表水涌入井下。 3、加强排水设备管理。
4、矿井掘进工作面配备探水钻,并加强职工安全教育,坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的原则。
5、加强水文地质资料的收集、整理工作,查清、探明矿区范围内老窑分布及积水情况,采取措施防止老窑水对矿井的危害。
6、按《煤矿安全规程》规定留设有防水煤柱。
第五节 顶板事故防治措施
一、回采工作面顶板管理措施
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1、严格支护质量,支柱排、柱距符合作业规程规定,失效、缺失支柱及时更换增补杜绝空顶作业。
2、悬顶距离应在作业规程中规定,回柱后若悬顶超过规定,应采取打眼放炮的方式进行强制放顶。
3、对于层理发育的顶板,要采取连锁支架,加密支护,适当加大控顶距,打眼放炮时减少装药量。为防止工作面顶板大面积垮落造成冒顶,回柱放顶分段长度不小于25m,且各段只能向同一方向回柱。
4、回柱放顶作业过程与回柱无关人员禁止滞留;放顶人员必须站在支架完整的安全地点工作;回柱放顶前,必须对放顶的安全情况进行全面检查,清理好退路;回柱放顶时,必须指定有经验的人员观察顶板。
5、遇裂隙或节理发育、紊乱、顶板岩层松软、破碎有漏垮型冒顶危险时,必须进行加强支护,或采用丛柱或架设木垛等特殊支护方式控制冒顶。
6、工作面上下安全出口附近20m内必须加强支护。
7、认真掌握回采工作面老顶初次来压与周期来压规律,防止采面大面积来压造成垮塌事故。
8、工作面必须备有Φ≥200mm的坑木,其数量、存放地点必须在作业规程中明确规定。
9、工作面初采、收尾、过地质构造带、过老巷,以及顶板悬顶面积超过作业规程规定时,必须编制临时专项安全技术措施,并严格贯彻执行。
二、掘进工作面的支护
1、掌握掘进巷道围岩的地质构造、水文变化、物理力学性质和稳定性情况,严格控制巷道断面、形状尺寸。
2、合理选择钻眼角度及装药量,减少对围岩稳定性的破坏。
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3、严格永久支护工程质量,临时支护与永久支护的滞后距离在作业规程中作出明确规定,严禁空顶作业。
4、严格执行敲帮问顶制度,及时发现和处理危岩隐患。 5、在巷道交岔点的施工措施
由主巷到分巷掘进时,主巷先掘至岔口处,并以小断面进入岔口,然后将分巷掘砌2m,再将主巷掘砌2m,倒回刷砌扩大部分,最后挑顶砌拱。保证施工安全。
6、掘进巷道过断层、破碎带、构造带顶板管理措施
巷道掘进,当遇断层破碎带、岩石风化带或稳定性极差的松软岩层,时,必须采取前探支护。
第六节 运输事故防治措施
1、轨道铺设质量符合《井巷工程施工及验收规范》的要求。 2、定期检修矿车并经常检查,发现隐患,及时处理。各种车辆的两端必须装置碰头,每端的突出长度不得小于100mm。
3、人力推车时必须时刻注意前方,一人一次只准推一辆矿车,在开始推车、停车、掉道、发现前方有人或障碍物以及接近岔道、弯道、巷道口、风门、硐室出口时,都必须发出警号。严禁在矿车两侧推车,严禁放飞车,不准蹬坐车滑行。同方向推车时,两车的间距在坡度小于或等于5‟不得小于10m,坡度大于5‟不得小于30m。若前车停车时,要立即发出警号通知后面车辆。
4、选取合理转弯半径,加强铺轨质量管理,及时维修好线路。 5、主要运输巷道内应设有防爆照明灯具,其照度达到相关设计标准。 6、人力推车运输时应注意防止下落物体砸伤人员。加强职工安全教育,严禁爬车、蹬车等违章行为,严禁放飞车。
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7、刮板输送机事故防治措施:
(1) 安装及投入运行时要保证输送机的平、直、稳、牢,运行中,应根据链条的松紧情况及时调整,防止卡链、跳牙、断链等事故。
(2) 安装使用的绳扣、链环、吊钩等工具要进行详细检查,做到安全可靠。
(3) 输送机必须安设能发出停止和启动信号的装置,发出信号点的间距不得超过15m。启动前必须发出信号,向工作人员示警,情况正常时,方可正式启动运转。
(4) 不能向溜槽里装入大块煤矸,一经发现应立即处理;使用输送机运送支柱或木料等物时,必须制定防止顶人、顶机组及顶倒支柱的安全措施,并通知司机。
(5) 运转中发现断链、刮板严重变形、机头掉链、溜槽拉坏、出现异常声音及温度过高等事故时,应立即停机处理,防止事故扩大。
(6) 严格执行停机处理故障、停机检查的制度,停机后要悬挂停机牌,凡是转动、传动部位应按规定设置保护罩或保护栏杆。
(7) 严禁人员在溜槽内行走,严禁乘坐刮板输送机。
(8) 刮板输送机的液力偶合器,必须按所传递的功率大小,注入规定量的难燃液,并经常检查有无漏失。
(9) 移动刮板输送机的液压装置必须完整可靠,移动时必须制定防止冒顶、顶伤人员和损坏设备的安全措施,机头、机尾锚固立柱必须打牢。
(10)做好刮板输送机的日常维护和管理工作,操作人员必须经培训后持证上岗。
第七节 提升事故防治措施
1、防止过卷装置:在提升机上装设过卷保护装置,当提升机超过正
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常停车位置0.5m时,必须能自动断电,并能使保险闸发生制动作用。
2、防止过速装置:当提升速度超过最大提升速度15%时,必须能自动断电,并能使保险闸发生制动作用。
3、过负荷和欠电压保护装置:在进行拖动计算时,应按绳端荷重及正常加速度值计算整定电流,设置过负荷保护装置。为保证设备正常运行,应设置欠电压保护装置,当实际电压低于额定电压的75%时,欠压保护装置必须能发生作用。
4、深度指示器失效保护装置:当指示器失效时,能自动断电并使保险闸发生作用。
5、减速功能保护装置:当矿车到达设计减速位置时,能示警并开始减速。
6、松绳保护装置:松绳保护装置必须接入安全回路和报警回路,在钢丝绳松弛时能自动断电并报警。
7、闸间隙保护装置:当闸间隙超过规定值时,能自动报警或自动断电。 8、提升钢丝绳:按《煤矿安全规程》要求,设计选用提升物料的钢丝绳安全系数ma≥6.5。
9、斜巷提升时,严禁蹬钩、行人,防止断绳跑车、脱轨掉道和翻车事故伤亡人员。运送物料时,开车前把钩工必须检查牵引车数及各车的连接和装载情况,牵引车数超过规定、连接不良或装载物料超重、超高、超宽或偏载严重有翻车危险时,严禁发出开车信号。
10、斜巷提升时应严格执行“行车不行人、行人不行车”的制度。 11、对提升用的新钢丝绳到货后,必须有厂家的合格证书,经外观检查无锈蚀和损伤后应妥善保管备用,防止损坏或锈蚀。
对每卷钢丝绳必须保存有包括出厂的厂家合格证、验收证书等完整的原始资料。
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12、对使用中的绞车钢丝绳必须定期检查。升降物料用的钢丝绳,自悬挂时起12个月时进行第1次检验,以后每隔6个月检验1次。升降物料时安全系数小于6必须更换。
13、要注意钢丝绳的磨损、断丝以及锈蚀情况,提升物料的钢丝绳在一个捻距内的断丝面积与总断面积之比达到10%时必须更换。
14、钢丝绳在运行中突然遭受到猛烈拉力时必须立即停车检查,发现下列情况之一者,必须将受力段剁掉或更换新绳:
① 钢丝绳产生严重变形或扭曲。 ② 断丝和钢丝绳直径超过前述规定。
③ 遭受猛然拉力的一段的长度伸长0.5%以上。
在钢丝绳使用期间,断丝突然增加或伸长突然加快,必须立即更换。 15、钢丝绳锈蚀严重或点蚀麻坑形成沟纹或外层钢丝绳松动时,不论断丝数多少或绳径是否变化,必须立即更换。
16、使用有接头的钢丝绳时必须符合以下规定:
① 在倾斜井巷中使用的钢丝绳,其插接长度不得小于钢丝绳直径的1000倍。
② 使用在倾斜井巷30°以下专用于升降物料的绞车上。 17、连接装置必须符合以下要求:
① 倾斜井巷运输用的钢丝绳连接装置,在每次换钢丝绳时,必须用2倍于其最大静荷重的拉力进行试验。
② 倾斜井巷运输用的矿车连接装置,必须至少每年进行一次2倍于其最大静荷重的拉力进行试验。
③ 各种保险链以及矿车的连接环、链和插销等在初次使用前和使用后每隔2年,必须逐个以2倍于其最大静荷重的拉力进行试验,发现裂绞或永久伸长量超过0.2%时,不得使用。
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18、斜巷铺轨和使用过程中的检查必须符合《井巷工程施工及验收规范》的规定。
19、矿井轨道的铺设质量必须符合下列规定:
① 扣件必须齐全、牢固并与轨型相符。轨道接头的间隙不得大于5mm,高低和左右错差不得大于2mm。
② 直线段2条钢轨顶面的高低差,以及曲线段外轨按设计加高后与轨顶面的高低偏差,都不得大于5mm。
③ 直线段和加宽后的曲线段轨距上偏差为+5mm,下偏差为-2mm。 ④ 在曲线段内应设置轨距拉杆。
⑤ 轨枕的规格及数量应符合标准要求,间距偏差不得超过50mm。道碴的粒度及铺设厚度应按标准要求,轨枕下应捣实。对道床应经常清理,应无杂物、无浮煤、无积水。
同一线路必须使用同一型号钢轨。道岔的钢轨型号,不得低于线路的钢轨型号。
矿井倾斜井巷提升的轨道,必须采取轨枕防滑措施。
20、提升斜巷内设置的托绳轮(辊)按《矿井设计规范》设置,并保持转动灵活。
21、提升井巷各车场设置信号硐室。
22、在绞车提升的倾斜井巷内必须设置如下设施:
① 在倾斜井巷内安设能够将运行中断绳、脱钩的车辆阻止住的防跑车装置。
② 在上下车场安设能够防止带绳车辆误入非运行车场或区段的阻车器。
③ 在上部平车场入口安设能够控制车辆进入摘挂钩地点的阻车器。 ④ 在上部平车场接近变坡点处,安设能够防止未连挂的车辆滑入斜
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巷的阻车器。
⑤ 在变坡点下方略大于一列车长度的地点,设置能够防止未连挂的车辆继续往下跑的挡车栏。
23、卷筒上钢丝绳缠绕层数在2层或2层以上时,滚筒边缘高出最外一层钢丝绳的高度至少为钢丝绳直径的2.5倍;滚筒上必须设有带绳槽的衬垫;钢丝绳由下层转移到上层的临界段(相当于1/4长的部分)必须经常检查,并应在每季度将钢丝绳移动1/4绳圈的位置。对现有不带绳槽衬垫的在用绞车只要在滚筒板上刻有绳子槽或用一层钢丝绳作底绳,则可继续使用。
24、注意检查钢丝绳头固定是否牢靠,钢丝绳绳头的固定必须符合下列要求:
① 必须有特备的容绳或卡绳装置,严禁系在滚筒轴上。 ② 绳孔不得有锐利的边缘,钢丝绳的弯曲不得形成锐角。 ③ 滚筒上应经常留有三圈绳子,用以减轻固定处的张力,还必须留有作定期检验用的补充绳子。
25、在工作中应注意电流表、电压表和压力表的工作情况,如指针异常指示时,应施行制动然后检查原因;时常注意顶板及绞车的支撑固定情况以及钢丝绳的受力情况,发现异常,要立即停车处理。绞车的操作按钮应完好,脚踏紧急制动开关装置灵活可靠、信号清晰。
26、加强提升绞车硐室管理,制定并实施电控室内消防与灭火措施,落实保安措施。
第八节 电气事故防治措施
一、防止电火花事故的措施 1、 可能产生电火花事故的分析
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电气设备在正常运行中的开关开合、电机电刷滑环的摩擦要产生电火花。
电气设备事故时,如短路、接地、导电连接松脱,机械碰撞,感应放电等要产生电弧或电火花。
上述情况,均可能由电火花引发事故发生。 2、电火花事故的防治措施
(1)正确选择电气设备和线路,在正常的负载下不过热,从而不降低绝缘强度。
(2)正确安装电气设备和线路,不产生设备之间的碰撞;设备与线路,线路与线路之间的连接要牢固且使用压线板(卡爪)或线鼻子与接线端子连接;电缆连接采用符合要求的隔爆接线盒;井下电缆的敷设按《煤矿安全规程》的规定进行。
(3)作好漏电保护装置的检查、试验,及时切断漏电故障电源。 (4)使用煤电钻以及照明、信号综合保护装置,起到过载、短路、漏电的保护作用。
(5)井下通讯、信号和控制等装置设置,采用本质安全型。 (6)井下可能产生静电的设备、管道作良好的接地。 (7)严禁带电检修和搬迁设备。 二、防止井下电气着火事故
1、电缆均选用煤矿用阻燃电缆,做好电缆连接、悬挂,避免压埋在煤堆中,使用好过负荷、短路、漏电保护装置。
2、带油的电气设备必须设在机电硐室内。严禁设集油坑。 3、定期检查设备的绝缘状态,整定并使用好继电保护装置。 4、井下严禁使用灯泡取暖和使用电炉。
5、井下机电设备硐室设置向外开的防火门,硐室内配置一定数量的
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灭火器材。
三、防止触电事故
1、对经常容易造成触电危险的照明、信号、通讯、控制回路和手持式电气设备,除了加强绝缘外,采用不超过127V的额定电压,并设置煤电钻综合保护装置和照明及信号综合保护装置。
2、机电硐室入口处悬挂“非工作人员禁止入内”字样的警示牌,硐室内有高压电气设备时,入口处和硐室在明显地点悬挂“有电危险”字样的警示牌。硐室内的设备分别编,标明用途,并有停送电的标志。
3、井下不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线。所有的开关闭锁装置均能可靠地防止擅自送电,防止擅自开盖操作,并悬挂“有人工作,不准送电”字样的警示牌,只有执行这项工作的人员才有权取下此牌送电。
第九节 井下安全监控系统及自救器配备
矿井安设有KJ83型监测监控系统。按《煤矿安全规程》及《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》(AQ1029-2007)的有关规定安装增加补充各类传感器(安全监测监控系统布置详见第六章第四节)。
设计按井下工作和管理人员出勤总人数,并留有10%的备用量,井下共计配备自救器90台。
第十节 矿山救护
煤矿已与昭通市矿山救护队签定了救护协议,从救护队驻地至煤矿行车时间超过30min。煤矿设辅助救护队,队员9人,并按辅助救护队的要求配备相应的装备及器材。
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第十章 技术经济
第一节 建井工期
一、施工准备内容与进度
采区施工准备内容较多,涉及面宽,关系复杂,根据矿井的实际情况统筹安排、综合平衡各项工作。针对薄弱环节,采取有效措施,做到既缩短施工准备期,又能使以下各项工作做好充分准备,求得快、好、省最佳效果。
1、学习有关技术文件,熟悉设计图纸,弄清设计意图,编制矿井单项工程施工组织设计。
2、完成必要的临时工程,并促使永久工程尽早开工,凡有条件的应尽可能利用永久建筑物。
3、切实落实施工所需的材料。 4、搞好防洪设施工程。
5、按采区施工准备工作计划及井巷开工需要,编制劳动力计划,并做好调配,培训工作。
而根据工程建设轻重缓急采用统筹法,确立关键工程主线有计划、有步骤地进行,以缩短准备期。
二、矿井移交标准
井巷、安全设施、安装工程、同步建成一次移交生产。 三、移交生产时井巷工程量
移交生产时,采区施工井巷长度总计2854m(新施工1716m,维护利用1138m),其中岩巷983m(新施工4m),半煤岩巷1805m(新施工1186m),煤巷66m,井巷工程量总计9175m3。
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四、井巷施工平均成巷指标
根据《煤炭工业小型矿井设计规范》有关规定,并参照矿井目前巷道施工进度及当地矿井的进度指标,按照不同的断面、不同的支护方式,设计确定本矿井井巷工程平均进度指标(详见表10-1-1)。
表10-1-1 矿井井巷工程平均进度指标表
井巷类型 平均成巷指标(m/月) 岩巷 平巷 80 斜巷 40~70 煤岩巷 120~140 煤巷 150 五、连锁工程确定 采区建设项目连锁工程为:
消防材料库及通道→采区上车场→绞车房→采区平车场→轨道下山→采区下车场→水泵房及通道→水仓→管子道。
安全出口→+0m回风巷→回风下山→+0m回风石门→1131回风平巷→+576m回风石门→运输机巷。
1131轨道平巷→运输机巷→联络巷→1131开切眼→+573m运输石门→1132轨道平巷。
六、施工组织的主要原则
1、首先以井巷施工为中心,保证主要联锁工程的连续施工和主要贯通工程重点配备。
2、缩短建设工期,井下多点施工,并保持相对稳定,使建设期的劳力、物力、财力得以恰当、合理、有效使用。
3、井巷工程坚持一次成巷,井下管线工程紧随井巷施工进度完工,不允许存在遗留工程。
4、做好设备器材的订货和采购工作,保证按期安装使用,一次试运转成功。
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七、建井工期预计
根据采区建设方案、移交标准,按井巷工程量及平均成巷指标计算,采区施工期为4.9个月。
第二节 劳动定员及劳动生产率
一、基本资料
矿井设计生产能力:50kt/a。
矿井工作制度:年工作日330d,原煤生产实行“两采一准”,掘进三班作业。
劳动定员:按照《煤炭工业小型矿井设计规范》(GB50399-2006)规定,定员在籍系数:井下工人取1.4,管理人员取1.00。
二、人员配置
按安监总调〔2007〕95号《关于加强小煤矿安全基础管理的指导意见》及昭煤发〔2007〕19号《昭通市煤炭工业局关于严格控制煤矿矿井入井人数加强安全监管的通知》要求配置人员,人员素质从之。
1、完善矿井安全管理人员的配置,建立技术管理体系。设矿长,安全、生产、机电副矿长和技术负责人。
2、设立专职安全管理机构,建立安全监督检查体系。配备专职安全检查人员、瓦检及测风员、安全监控系统值班员等。
3、设立技术管理机构,建立技术管理体系。配备采矿、通风、机电、地质及测量等专业技术人员。
全矿人员划分为原煤生产工人、服务人员和其它人员。采区劳动定员详见表10-2-1。
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表10-2-1 采区劳动定员表
序号 人员类型 出勤人数 一 二 3 3 3 3 4 4 3 3 1 1 1 1 1 1 16 16 14 14 14 14 3 3 33 33 三 6 1 1 8 14 14 3 25 在籍 小计 系数 6 6 8 6 6 2 3 3 40 1.4 42 42 1.4 9 1.0 91 在籍 人数 56 59 9 124 原煤生产人员 原煤生产工人 (一) 采煤工作员 1 打眼工、放炮工 2 攉煤、移溜槽 3 支护工 4 回柱工 6 运输 一 7 刮板输送机司机 8 摘挂钩工 9 绞车司机 小计 (二) 掘进工作面(两个) 1 综合工 小计 (三) 管理人员 二 采区合计 三、采区劳动生产率
年工作天数330天。原煤生产工人82人,管理人员9人。直接工效按下式计算:
矿井设计年原煤产量(t)
(采煤人员+1/2管理人员)设计年工作日(工日)50000采区生产效率==4.9t/工日
31330直接工效=
第三节 建设投资估算
一、投资范围
投资概算范围为项目从筹建至达到设计生产能力所需的全部工程费用及工程建设其他费用。
二、投资计算编制依据
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本工程依据大地工程开发有限公司设计的方案图纸、文字说明及中国煤炭建设协会中煤建协字[2007]第90号文颁发的《煤炭建设工程费用定额及造价管理有关规定》等相关资料进行编制。
1、概算指标
《煤炭建设井巷工程概算定额(2007基价)》 《煤炭建设井巷工程辅助费综合定额(2007基价)》 《煤炭建设地面建筑工程概算指标(2007基价)》 《煤炭建设机电安装工程概算指标(2007基价)》 2、工程建设其他费用
执行中国煤炭建设协会中煤建协字[2007]第90号文颁发的《煤炭建设工程费用定额及造价管理有关规定》。
3、设备价格
(1)设备价格:采用询价,不足部分采用《煤炭工业常用设备价格汇编》。
(2)设备运杂费:按设备原价的6%计算。 4、材料价格
(1)材料价格:采用询价,不足部分采用《煤炭安装工程定额外材料价格》及《云南省2008年工程建设材料价格信息》价格。
(2)材料运杂费:安装工程定额外材料按材料原价的8%计算。 5、费用定额
执行中国煤炭建设协会中煤建协字[2007]第90号文颁发的《煤炭建设工程费用定额及造价管理有关规定》。
三、估算结果
经估算,采区固定资产静态投资为347.48万元,其中:井巷工程
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181.90万元,设备及工器具购置99.47万元,安装工程5.97万元,工程建设其他费用60.14万元。
第四节 采区设计主要技术经济指标
采区设计主要经济指标详见表10-4-1。
表10-4-1 主要技术经济指标表
顺序 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 1、牌号 2、灰分 3、硫分 4、发热量 采区储量 1、地质资源量 2、工业资源/储量 3、可采储量 煤层情况 1、可采煤层数 2、可采煤层总厚度 3、煤层倾角 4、煤的容量 采区个数 回采工作面个数及长度 采煤方法 顶板管理方法 掘进工作面个数 井巷工程总量 1、巷道总长度(投产时) 名 称 设计生产能力 1、年产量 2、日产量 采区服务年限 设计工作制度 1、工作天数 2、日工作班数 煤质 单位 kt t a d 个 % % MJ/kg kt kt kt 层 m 度 t/m3 个 个、m 个 m 指标 50 152 2.1 330 3 WY03 32.15~31.24 1.19~0. 24.16~24.35 163.0 163.0 138.6 2 2.01 25 1.50 1 1/66 走向长壁采煤法 全部垮落法 2 2854 利用1138m 备注 第 72 页 大地工程开发有限公司
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顺序 13 17 18 19 20 21 名 称 2、巷道掘进体积(投产时) 通风 1、矿井瓦斯等级 2、通风方式 3、通风方法 4、主要通风型号及数量 供电 电动机总容量 采区在籍总人数 直接工效 项目投资 建设项目总资金 其中:井巷工程 设备及工器具购置 安装工程 其它费用 项目施工工期 单位 m3 型号/台数 kW 人 t/工 万元 万元 万元 万元 万元 个月 指标 9175 低瓦斯 分列式 备注 抽出式 FBCZ-4-№11A/2 151.2 124 4.9 347.48 181.90 99.47 5.97 60.14 4.9
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