冯维矿井设计.doc

摘 要 本设计为某煤矿改扩建初步设计，共有三层可采煤层，煤层累计厚仅为2.41-3.29m煤的工业牌号,主要为焦煤，设计井田的可采储量为1043.44万吨，服务年限19.5，年生产能力30万吨。 本设计矿井为主斜井皮带运输，采区为单一水平、采区上下山开采、人工炮采，三个煤层可以同时进行开采，年工作日为300天，每班8小时工作制，采用“穿孔机穿孔仓储煤法”。 关键词可采储量 采煤工艺 1井田概况及地质特征 1.1 井田概况 1.1.1交通位置 某煤矿属双桦煤田文胜勘探区，行政区划属某市，距市中心40公里。307省级公路在矿工业广场正北450米处通过，往西转北35公里处，在岭东区桥附近与国家三级公路伊宝308公路相联接。经某市区通往全国各地，往东110公里到桦南县城，由北可通往黑龙江省东部各地，交通便利。见矿区交通位置图。 1.1.2地形地势 本区属中山地形，切割剧烈，起伏较大，白垩系火山岩大面积覆盖，地势南高北低，最高标高584.3米，最低标高300米。 ①河流 安邦河发源本区东部十二道坝分水岭，贯穿本区，经双鸭山市流入集贤草甸间，每年十一月至翌年三月河水全部冰结断流，七、八月为洪水期，河身一般宽510米。水深除洪水期外一般不超过1米。所观测平均流量0.888立方米/秒，平均流速0.332米/秒。 ②气象 本区属大陆气候，冬季严寒而长，夏季多雨，冬季多雪，霜期早，解冻晚，最高气温36℃，最低气温-39℃，平均温度较市内低34℃。全年多西南风，冬季多西北风。 ③水源 安邦河每年11月翌年3月河面冻结，河水靠雨水、雪水补给。 双桦煤矿交通位置图 本区含水层分为第四系孔隙含水层和侏罗系含水层与安邦河水有密切联系。水质类型为HCO3FeCaNa型，矿化度为150.91毫克/升，水质良好，符合生活饮用水标准。 1.2地质特征 1.2.1地层 根据东北区域地表统一对比，区内由老至新划分如下表 地层层序沉积及厚度表 表11 时代 地层 层序 厚度（米） 新生界 第四系 冲积层 10 第三系 玄武岩 50100 中生界 白垩系K1K2 火山岩组 300600 上侏罗系J3 穆凌组 10001650 （鸡西群） 城子河组 无古界 羊鼻山群 变质岩系 ①下无古界之变质岩系（羊鼻山群） 古老变质岩系分布在煤田四周外围，其岩性有黑云母片麻岩、石英片岩、角闪石片岩、泥缘石片岩、大理石。古老的花岗岩均显片麻状构造，广泛出露，组成煤系地层之基底。 ②上侏罗系鸡西群城子河组 鸡西群呈不整合覆盖于下无古界花岗岩之上，其上与白垩系火山岩组不整合接触。 该煤系层总厚度为1000-1650米，含煤层数40-60层均属薄煤层，厚度在0.10-2.00米。全区较发育有6层，即5、9、11、12、14、16号层。 城子河组是由陆相的碎屑岩所组成，层理发育，其上部为泥岩沼泽相，河床相为主，下部以河床相，泥炭沼泽相为主，主露岩石有灰深色粉砂岩，灰白色细中粗砂岩，乳白色凝灰质岩，总厚度为350-850米，含煤30-50层。 穆凌组也是碎屑岩所组成，主要岩性以深灰色粉砂岩为主，略带黄绿色，灰白色中细砂岩呈层状，含少量含砾砂岩和砾岩。 ③白垩系火山岩组 本组地层在煤田内广泛出露，其岩性大致可分上下两部分。上部地层以流纹岩、霏细岩、角砾岩为主，据观察大部分为沿断裂喷发，局部沿裂隙侵入，沿层面侵入等方式侵蚀煤层，对煤层有严重的破坏。下部岩性安山质集块岩，安山质角砾岩，其中央有薄层状灰、绿、灰白色凝灰质砂岩、粉砂岩。本组与下侏罗系呈不整合接触，岩层厚度在350650米。 ④第三系玄武岩 分布在主井田呈玄武岩台地，具有气孔状及致密状，两种覆盖于侏罗系及煤系基盘之上，厚度为50100米。 ⑤第四系冲积层 主要分布在河流两侧，最大厚度10米左右，由花岗岩、流纹岩等砾石以及精砂质粘土组成，上部有一层0.50.7米腐植土。在山地带分布0.5200米坡积和残积物。 1.2.2构造 矿区构造形态呈一不对称向东倾付向斜构造，南翼地层走向250270度，倾角在1015度。北翼地层走向100115度，倾角1065度。向斜轴向南倾斜，轴向近东西。 该矿在以往生产过程中实见如下几条落差较大的断层，详见下表 编号 走向 倾向 倾角 性质 可靠 程度 落差 （米） 备注 F4 N400E ES 750 正 可靠 10 井下实见 F5 N80E WS 800 正 可靠 10 井下实见 F6 N620E EN 750 正 可靠 15-20 井下实见 F7 N400E WS 800 正 可靠 5-10 井下实见 F8 N380E ES 750 正 可靠 5 井下实见 F9 N180E ES 850 正 可靠 7 井下实见 F10 N700E NE 850 正 较可靠 150 两端钻孔控制 F11 N80E NE 750 正 较可靠 8 两端钻孔控制 除上述断层之外，矿井还发现数十条方向各异，落差在0.51.5米之间小断层。 1.2.3火成岩活动 该矿区火成岩活动频繁，火成岩体呈岩墙，岩脉沿裂隙带，破碎带侵入，井下实见数十条火成岩岩墙，一般宽度1020米，最大宽度达50米以上。其岩性为中性闪长玢岩，闪长岩，酸性霏细岩，石英岩。火成岩侵入对煤层，煤质，造成一定程度破坏，也给开拓，开采造成一定的困难。 1.2.4煤层及性质 该矿井开采11、12及14号三层煤。 11号层距上覆9号煤层17-42米，一般26米，井下巷道实见0.7-0.8米，原主井右部过F11断层煤层变薄为0.3米不可采，可采范围内为煤层变化不大，属单一煤层结构，顶板岩性为细粉砂岩，底板岩性以深灰色粉砂岩为主与灰色细砂岩互层。 12号层距上覆11号煤层32-47米，一般为36米，井下巷道实见0.60-0.725米，属单一煤层结构，局部可采，可采范围内煤层变化不大，顶板岩性是深灰色灰色细粉砂岩互层状，具水平层理。底板岩性为灰色细砂岩。 14号层距上覆12号煤层25-40米，一般35米，井下巷道实见0.7-1.4米，原三井左部过F11断层，断层后煤层变薄，变薄为0.2米不可采。可采范围内煤层变化不大，煤层局部区为复煤层，顶板岩性为深灰色灰色，粉细砂岩。底板为灰色细砂岩。 1.2.5水文地质 本区属中山性地层，安邦河横贯全区，季节性冲沟，水溪均流入安邦河。 含水层分为第四系孔系含水层和侏罗系裂含水层。 第四系孔隙含水层呈带状分布于安邦河两岸，宽20-250米，厚度2-10米，为浅水，其岩性为砾砂、中砂、细砂等，分选性差，透水性中等，距井田民用水井水质化验为SO4-HCO2-CaNa型,矿化度为286.04毫克/升。该含水层与安邦河水有密切联系。 侏罗系裂隙含水带，其发育深度在垂深100米以内，全区18个大于2m3/h的滤水点，此含水带有13个占72.2，垂深120m以上富水性变弱，据实际观测，七道坝之小窑平峒开采，平时无水，仅雨季有水，且水量不大，裂隙含水带补给来源主要为大气降水和雪山。 1.3 资源储量计算 1.3.1资源储量计算范围 此次资源储量计算主采煤层是11、12及14层，范围西起原双桦煤矿一井第I勘探线，东至原三井F16断层，北起11、12及14层，原双桦煤矿一、三井最低开采水平13标高巷道。（13标高巷道以上已采完，原双桦煤矿关闭时，已经通过有关管理部门进行资源储量注销。） 1.3.2工业指标确定及各项参数选择 最低可采煤层厚度为0.6米，最高灰份不大于40，容重1.32吨/立方米。 本区构造复杂程度中等，煤层较稳定的类型，Ⅱ类Ⅱ型。 按照中华人民共和国地质矿产矿业标准2003-03-01实施煤、泥岩地质勘查规范进行资源储量分类。122b资源量、工程密度750-1000米计算，有钻孔控制点外推距离200米范围内为333资源量。 1.3.3资源储量计算方法 复煤层按规范规定计算总厚度，块段内的煤层厚度采用各实见点的平均厚度，储量计算方法采用底板等高线块段法，即块段内资源储量块段内斜面积块段内平均煤厚容重。 1.3.4资源储量计算结果 本矿井截止目前保有资源储量1043.44万吨。其中122b量818.47万吨，333量224.97万吨。分煤层 11层 122b量170.34万吨 333量34.12万吨 计204.46万吨 12层 122b量208.00万吨 333量57.7万吨 计265.70万吨 13层 122b量440.13万吨 333量133.15万吨 计573.28万吨 2 矿井改扩建 2.1改扩建的可能性和必要性 1.矿井储量及井田范围较大通过对双桦煤矿生产史的调研，综合统计分析110地质队及双桦矿提供的地质资料，得出了该矿破产前，0m标高以下的煤炭资源仍然保存完好，尚未开发。尚有122b量818.47万吨。 2.煤层赋存较稳定全矿井有三个煤层稳定可采，它们的煤层累厚仅为2.41-3.29m,煤层生产能力偏低，有必要加大开采强度。围岩较好，井田东部地质构造简单，北部属急倾斜煤层，倾角在65-800生产初期不适宜机构化采煤。 3.能利用的井巷工程量多，仅新掘一条皮带主井原有片盘井的井筒及生产水平的大巷，通过排水、维修后分别作为改扩建后矿井的轨道副井，风井及回风水平大巷，利用已有井巷工程可达5807米，占矿井移交生产井巷工程量的29。 4.施工条件便利井田中央原1井的主井、副井，排水维修完即可井底下延，先期延深至设计的开采水平，为尽早施工井底车场及硐室，为实现皮带主井的双向施工创造条件。 5.双桦煤矿开采的煤炭属建龙焦化厂急需的焦煤，其产品可以作为炼焦的配炭，投资效益好。 显然，双桦煤矿改扩建不仅是必要的，也是现实的。 2.2扩建设计的能力及服务年限 2.2.1矿井工作制度 设计年工作日为300天；每天3班作业；每天净提升14小时。 2.2.2扩建设计能力及服务年限 1.扩建设计的年生产能力为30万吨，日生产能量1000吨。 2.确定扩建生产能力的依据 矿井的三个稳定可采层，有两个是薄煤层，另一个定为中厚煤层，平均厚度也只有1.3m，煤层生产能力3.13～5.09吨/米2，因此采区生产准备工程量大，采区生产能力稳定在30万吨/年水平。 新建皮带主井安装钢丝绳芯带式输送机提煤，年提升量（300天、14小时）为55万吨，绝对不会制约矿井生产能力的发挥。故确定双桦煤矿扩建后年生产能力为30万吨。 2.3扩建后的开拓方式 根据煤炭工业矿井设计规范和煤炭工业小型煤矿设计规定结合双桦煤矿具体情况对矿井进行开拓布置。 2.3.1井田划分 设计-150m单水平实行上下山开采。上山部分各煤层采到-13m标高，下山部分开采到-350m标高。 11层、12层和14层三个全区发育较好的煤层，因层间距较大，可同时回采。 2.3.2开拓方式 新掘一条皮带斜井，原有斜井延深至-150m水平，采用集中水平运输大巷采区（或采区分区）石门，分层采区上下山，走向或倾斜条带布置工作面的开拓方式。 -150水平有三条提升井筒新掘皮带斜井为主斜井运煤；原1号井主井恢复延深后，作轨道副井排矸下料；原1号井副井恢复延深后升降人员。 风井通过恢复延深现有的三井两个井筒，作为改扩建投产以后的永久风井。 -150m水平运输大巷及采区运输石门，集中布置在14层底板岩中，分层布置采区上下山和溜煤限（煤仓）。 -13m为回风水平，在14井煤层底板岩石中，集中布置回风大巷。 2.3.3采区接续 采区接续的安排原则是 1.布置双翼采区，适当加在采区走向长底。 2.只安排一个采区集中生产，一个采区内，3个可采层各布置一个采煤工作面，即3个采煤工作面同时生产。 3.先采上山部分，后采下山部分，以避免上下山同采，增加生产辅助费用。 2.3.4三下开采问题 没有水体、铁路及地面建筑下开采问题 2.4井筒 2.4.1井筒用途，布置及装备 主井安装带宽0.8m钢丝绳芯胶带输送机提煤。 轨道副井安设JK2.5/20提升机排矸下料。 行人副井安设井下架空乘人器行人。 东翼风井利用延深原有三井井筒作为矿井一翼的永久风井，安设两台BD-Ⅱ-6-Nol4型矿井轴流扇风机，其中一台备用。 2.4.2井筒施工方案 主井从地表新掘至-150水平，其它井同采用并延深至生产水平。 详见井筒特征表 4-2 2.5井底车场及硐室 -150m水平设计的井底车场硐室，说明如下 2.5.1井底车场形式和调车方式 井底车场的布置形式，为梭型折返式井底车场。采区采用了尽头折返式采区调车场。 井底车场的调车方式为甩车调车。 采区装车石门调车场采用了专用绞车调车。 调车作业方式见-150m轨道运输系统运行循环图 2.5.2井底车场通过能力验算 车场和大巷均采用7吨架线式电机车运输。生产煤与掘进煤都用一吨固定车箱式矿车运输。矸石由轨道副井提升，井底车场不担负矸石运输任务。 列车在车场内的平均运行时间为7.7分，井底车场煤炭通过能力为 A241.03001460/1.157.710.352.5万吨/年 式中24每列车的矿车数 1.0每辆矿车煤的有效载重量吨 300年工作日数 14每日工作小时数 60每小时分数 1.15车场运输不均衡系数 7.7列车在车场内的平均运行时间分 0.30矸石换算系数 井底车场煤炭通过能力富裕系数K56.20/301.871.3 -150水平轨道运输系统运输能力也可参照上式计算 A241.03001460/1.151110.143.4万吨/年 通过以上计算，可以看出井底车场通过能力和大巷运输能力均可以满足矿井生产的需要。 2.5.3车场硐室 ①水泵房、变电所和水仓 水泵房和变电所联合布置在副井附近，变电所的两个出口，一个与车场巷道相通，另一个与泵房相通。 水仓位置设置在煤层底板岩石内，共设甲、乙水仓两条，全长134米，掘进体积1172m3，净体积960m3，容纳8小时矿井正常涌水量。水仓清理和一吨矿车，人工清理，由小绞车提至轨道-150车场内。 ②井底卸载煤仓及翻车机硐室 皮带主井采用垂直圆柱式卸载煤仓，煤仓容量为130吨。 ③其它生产辅助硐室 矿井采用移动压风机，不另行布置压风机硐室。详见-150水平井底车场及硐室布置图。 3 大巷运输及设备 3.1运输方式 井下水平石门和大巷运输，采用ZK76/250型架线式电机车牵引MG1.16A型一吨固定箱式矿车组运输，采区内巷道掘进采用V型翻斗车翻入溜煤道。 在-150标高运输大巷和采区装车站，均采用22Kg/m轻轨和边岔。 3.2矿车 矿车的技术特征列于表3-1。 矿车规格特征表 表3-1 矿车名称 容积 m3 载重kg 外形尺寸mm 轨距 mm 轴距 mm 自重 mm 装煤 装矸 长 宽 高 一吨固定箱式 1.1 1000 1700 2020 880 1150 600 550 595 一吨材料车 1000 1000 2000 880 1150 600 550 515 一吨平板车 1000 1000 2000 880 410 600 550 465 V型翻斗车 1.1 1000 1700 2120 1410 1315 600 800 710 各种矿车的需用数量，按排列法计表3-2 各种矿车需用数量表 表3-2 矿车类型 使用地点及用途 需用 台数 备注 一吨 固定 箱式 MGI.I-6A 矿车 地面矸石翻车机储车线 12 按绞车提升车数的2倍 -2.5米绞车钩头串车 6 一次提升矸石车数 -150付井车场储车线 24 电机车一列车组 -150主井车场储车线 24 电机车一列车组 电机车牵引列车组 224 运行电机车2台每列24台 采区装车站 24 一列车组 岩巷掘进工作面 215 两列岩石车组 备用检修 34 按使用台数20 合计 202 按6个采区内掘进面每头4台 V型翻斗车MF1.0-6 采区内平巷掘进工作面 24 按一吨矿车5计 一吨材料车 MC1-6A 井下运料 10 按材料车50 一吨平板车 MC1-6 设备运送 5 3.3运输设备选型 3.3.1设计依据 1.矿井能力30万吨/年 2.矸石量按占煤产量的10计 3.掘进煤产量占煤产量的16 4.矿井工作制度300天，14小时 5.调车时间 井底车场内调车时间（如-150轨道运输系统运行循环图表①-②-③-④-①）为7.7分。 采区装车站调车时间（如-150转产运输系统运行循环图表⑦-⑧-⑨-⑦）为6.9分。 6.采区产煤量 一个采区布置三个工作面（放储煤仓），包括掘进进出煤，年产30万吨。即1000吨/日。 7.运输距离 选择第二采区装车石门和第三采区车石门进行运输能力计算，运输距离分别为2.1公里和3.5公里。 3.3.2电机车数量的计算 1.车组车辆台数 根据ZK76/250架线电机车运输性能，按安全制动距离的要求计算并结合实际运行经验，确定列车车组为24台一吨固定箱式矿车组成。 2.列车运输往返一次的运行时间 根据-150水平轨道运输系统运行循环图表为32.5分钟。 3.一台电机车原班往返次数 N台6014/32.2525次 即一台电机车每天可往返25次。 4.每天需要电机车的运输量 （1）、生产煤（包括掘进煤） n煤1.251000/24152列 （2）、矸石（除掉拉虚送道在井下处理部分） n煤1010001.25/1.6155.2列 取n矸6列 每天需要用电机车运输的列次为 n计 n煤n矸52658列 5.需要电机车台数 ①第天运行电机车台数 N n计/n台58/252.32台 取N3 ②备用一台 合计需用ZK7---6/250架线电机车4台。 3.3.3接触线与正流设备 接触线选用GLCA----100电车线。 整流设备GQA100/6000KY型 660V 4 采区布置及装备 4.1采区布置 4.1.1移交采区确定 根据井田划分，-150水平向斜轴北翼（原一、三井田范围），共划分为三个双翼采区，每个采区走向长约1400-1500m。水平主要运输石门通过一采区中央，往东依次为二采区和三采区。向斜轴南翼和下山部分的采区在本设计中没有严格划定。待这部分开拓时，根据那时的生产技术情况和装备条件确定。 为了缩短建井工期，降低巷道的掘进率和占有率，本着就近就好的原则确定一采区为移交采区，在左翼11层、12层和14层每层布置一个仓储采煤工作面，担负设计能力30万吨/年的生产和接续。 4.1.2开采程序和开采顺序 移交采区的三个可采煤层厚度从上至下分别为0.8m、0.7m、1.4m；层间距分别为36m和35m；倾角不小于650。同时设计确定的区段斜长较短仅为50m左右。因此在同一区段内开采下层煤不会影响到上层煤开采，故根据生产需要安排在同一区段内，三个煤层同时开采。 4.1.3采区巷道布置 首采区下起-150运输大巷，上至-13回风大巷；西自F4断层（原一二井界）东至一、二采区边界，走向长1500m，倾斜长150m，倾角680左右。 -150北翼主要运输石门通过本采区中央，可利用它兼做采区石门布置采区装车站。即在石门内各层煤见煤点处沿煤层真倾方向布置该层溜煤道，溜煤道下口设扇形闸门装车。平行溜道，间距20m分别布置沿煤行人上山和运料上山，边通装车石门和-13回风石门形成双安全出口和分层回风系统。沿倾斜将采区分为三个区段，每段斜长50米左右，在上山中沿区段下部布置皮带中巷。最后在采区边界，后退式布置穿孔仓储式采煤仓。 4.1.4采区主要生产系统 1.运输系统 采煤工作仓中的生产煤，通过扇形闸门溜到中巷SGD2OB刮板运输机上传载到SD44P型皮带机运至溜煤道内下放和储存。然后通过溜煤道下口的扇形闸门自溜到车站内的矿车中，重矿车经调度绞车调度到重列车储线上，再由ZK76/250电机车牵引，经150运输大巷，主运石门运至井底车场。 2.下料系统 设计选用的“穿孔仓储采煤法”用料很少，主要运送的是掘进用料和采区内的设备，所以运量不大。从副井井底车场由ZK76/250架线电机车牵引至采区石门装车站的料车，由调度绞车拉至下料上山下部车场，在由设在一中巷内的提料调度绞车JD25提到种中巷，由人力推到各用料地点。 3.通风系统 由皮带主井和轨道副井入井的新风流经井底车场、-150主要运输石门、水平运输大巷，进入采区石门，再经采区行人上山进入采区中巷，采煤仓穿孔或由局扇送入掘进工作。乏风由回风中巷、下料上山进入采区回风石门，经由-13回风大巷、东翼风井（原三号井主付井）经风峒排出地表。 4.排水系统 采区内不设水仓。采掘工作面的涌水通过各巷道的水沟，经过采区行人上山流到-150水平大巷的水沟中，再汇入井底车场集中水仓中，由中央水泵硐室的水泵排除。 5.压风系统 不设压风峒室，选用移动压风机给掘进工作面供压风。每个岩石大巷设VYG10/78型10m3/分压风机一台，共2台，每个半煤岩掘进工作面设VYG10/78型6m3/分压风机一台，共5台。 6.供电系统 首采区电力负荷较小，且距矿井井下中央变电所不足500m，因此采用由井下中央变电所直接向采区供660伏电压的电力。待三采区生产时供电距离超过3000米，将在三采区石门附近设采区变电所，高压电缆由中央变电所将6000伏电源送到采区变电所经变压后采区供660伏电力。 4.2采煤方法 4.2.1采煤方法的选择 投产采区的三个可采煤层，均为急倾斜，薄或中厚煤层，倾角大于68度，厚度为0.8、0.7和1.4m，围岩比较稳定，根据新疆某矿区的实际经验，采用“穿孔机穿孔仓储采煤法”。 这种采煤方法工艺可靠，机械化程度高，产量较高，材料消耗少，安全生产条件好。 4.2.2采煤工艺及装备 1.采煤仓尺寸的确定 根据生产仓内实体煤的碎胀体积等于或小于穿孔体积，防止爆破压死煤的原则，确定采煤仓沿走向的宽度L。 V仓CV仓-V穿孔-------4-1 LmNLmN-1.3N L1.25C/C-1m-------4-2 式中C-煤的碎胀系数取 ；N-仓斜长；1.3---穿孔断面m2 m煤层厚度 按（4-2）计算各煤层生产仓的宽度如表（4-1） 煤层 碎胀系数c 煤层厚度m米 生产仓宽度计算L米 确定宽度L米 备注 11 1.25 0.8 8.12 8 12 1.25 0.7 9.25 8 14 1.25 1.3 4.64 8 放膨胀煤 2.煤仓穿孔 采用Mc800型穿孔机在运输中巷内，沿煤层倾斜穿凿采煤仓穿孔，为保证落煤的膨胀空间，每个仓需平行穿两个孔，穿孔直径0.8米，孔中心距1.0米，采煤仓宽8米。 3.打炮眼装药 在上回风巷内向煤仓穿孔中悬挂活动人梯，操作人员从上向下先清掉两孔间的活动煤，再站在梯子上向穿孔两侧，沿煤层走向打炮眼并平行装药。11层和12层布置单排炮眼，孔距1.0米 ,孔深2.5米，14层布置五花眼，排距0.4米，孔距1.0米，孔深2.5米。 4.放炮 生产仓斜长48米左右三段联炮每段16米左右。放炮员在回风上巷内，自下向上分段放炮。 5.放仓运煤 储煤仓中的生产煤，通过仓嘴扇形闸门放到SGD-2OB刮板运输机上再转载到SP222型皮带运输机运至采区分层溜煤道内。 6.采煤工作面装备 每个采煤工作面（储煤仓）装备MC800型穿孔机一台，三个工作面备用2台，共8台；每个工作面装备扇形闸门三个，三个工作面备用一个，共10个；每个工作面装备SGD20B型刮板运输机一台，三个工作面，共3台；每个工作面配备SD44型皮带机一名，共3台。 4.2.3采煤工作循环图表 各工作面的循环图表见表42 三个原班（72小时）为一个循环，每层运放两个储仓，日产煤平均达1000吨以上。 4.3巷道掘进 4.3.1巷道断面 巷道断面根据行人、运输、通风、设备安装和施工的需要，按煤矿安全规程的规定分别确定。 支护形式根据巷道的用途、围岩条件及服务年限采用相适应的支护形式。井筒明槽部分及风化带内围岩破碎处采用砼碹支护，其它围岩稳定处均采用锚喷支护。井下除永久机电峒室采用砼碹支护外，其它岩石巷道与不受采支动影响的采区上山均采用锚喷支护。受采动影响的回采巷道能用锚杆支护的优先考虑锚杆支护，如不适应则可采用矿用工字钢梯形棚子或25U型钢拱形可缩性支架。 投产井巷的巷道断面和支护形式如巷道断面图册。 4.3.2掘进工作面个数及机构配备 全矿投产以后共配备七个掘进工作面。其中开拓岩巷两个队，每队配备VYG-10/7-8型移动压风机一台，ZY24型凿岩机4台，P-60B型耙斗装岩机一台，YMJ-1型锚杆打眼安装机一台，PZ-5B型砼喷射机一台。半煤岩准备及回采巷道配备五个掘进队，每队配备VYG-6/7-8型移动压风机一台，ZY24型凿岩机2台，MZA-12C型煤电钻2台，YMJ-1型锚杆打眼安装机一台，MF1.06型翻斗矿车4台。 4.3.3井巷工程量和三个煤量 改扩建设计的移交程度为19962m，其中原有利用5807m，新掘14155m，详见表（4-3）井巷工程量表。 完成上述井巷工程，获得的三个煤量为 开拓煤量141.12万吨，可采期4.7年； 准备煤量47.04万吨，可采期1.5年； 回采煤量47.04万吨，可采期18.8月。 4.3.4掘进进率及矸石率 根据井巷工程量表，移交工程是为井筒3600m，井底车场及峒室1123m，水平运输及回风石门和大巷2790m，采区巷道8000m。共开拓出两个采区，开拓煤量为141.12万吨，其中首采区47.04万吨，准备煤量为47.04万吨，均在首采区，可见保证矿井正常生产接续的掘进率为 矿井掘进率27908000/47.04229.08m/万吨 开拓掘进率16002/141.223m/万吨 准备掘进率8000/47.04170m/万吨 根据井巷工程量表和开拓准备出一个采区获得的可采煤量，计算该矿的矸石率为 矿井矸石率主要平巷和采区上山的出煤量矸石比重 ＋中巷出矸量矸石比重获得煤量 主要开拓巷道出矿量＋采区上山出矸量 中巷出矸量岩石比重获得比重 ｛160027.08＋2408.67 15021.2＋1.3＋0.52｝2.6 0.0733 取矿井矸石率8 4.4移交标准及建井工期 4.4.1移交标准 1.建成井上下各生产系统，能保证正常安全地生产； 2.三个煤量达到设计规范规定的标准； 3.回采工作面个数不少于设计的个数； 4.做到一次移交，当年达产。 4.4.2建井工期 根据井巷工程施工按排横道线图，从矿井积水排完，进入正常排水时期，轨道井筒和行人筒开始下延之日算起，24个月准备完三个采煤工作，进入过渡生产阶段，再经8个月完成二采区开拓掘进，三量达到移交标准，便可移交。故建井工期为32个月。 5 矿井通风 5.1概述 参照双桦矿井生产时期测定的瓦斯情况看，相对瓦斯涌出量为CH4O20.5米3/吨，应视为低沼气矿井。但该矿井曾发生过瓦斯爆炸事故。因此，矿井设计按高沼气矿井考虑，待矿井投产后进一步作瓦期鉴定工作。根据测定的煤层挥发性指数Vr为15-17，V r15是有爆炸性危险的煤层。 纵观矿井开采史，煤层无自燃发火记录。 5.2通风系统 矿井通风方式后期改造为对角式通风。井口中央新开掘一皮带主井，恢复原一井轨道井为入风井；原三井、二井井筒在井田两翼恢复改造为回风井。 5.2.1通风系统 由皮带主井、轨道井入风水平石门水平运输大巷分区运输石门煤层上山煤层运中巷采煤工作面煤层回风巷分区回风石门电盘回风大巷石门回风井风硐排出地面。 5.2.2采、掘工作面通风 1、采煤工作面实现全风压系统通风，严禁风机采煤。 2、掘进工作面按照煤矿安全规程要求，进行局扇压入式通风，严禁扩散通风。 5.2.3硐室通风 井下各种硐室符合煤矿安全规程规定，实现系统通风。 5.3矿井总风量的计算 统计分析矿井采掘工作面及硐室等所有用风地点的通风情况，按照煤矿安全规程的要求，采用分配法计算矿井总风量。 矿井达产需3个采煤工作面、7个掘进工作面及8个硐室用风 ΣQ采nq采3120360（米3/分） ΣQ掘nq掘7-2180900（米3/分） ΣQ峒2Q变电2Q压风Q水泵2Q暗绞Q火药 2302603023070 340（米3/分） 矿井总入风量Q1.25ΣQ采＋ΣQ掘＋ΣQ峒 1.25360900340 2000（米3/分） 5.4矿井巷道通风网络及等积孔 矿井通风初期及后期的通风网络附图，通风阻力计算附表，计算结果汇总于下表 矿井通风时期 阴力HmmH2O 等积孔Am2 通风难易程度 初期 146.073 1.32 易 后期 174.502 1.04 易 从表上可以看出矿井通风条件是比较好的。 5．5瓦斯监测系统安装与设计 5.5.1传感器断电范围 工作面报警浓度≥1CH4； 工作面断电浓度≥1.5CH4; 工作面复电浓度 1 CH4; 断电范围上下两巷、工作面及其回风巷内所有本质安全型电气设备。 回风报警浓度≥1CH4； 回风断电浓度≥1CH4; 回风复电浓度 1 CH4; 断电范围上下两巷、工作面及其回风巷内所有本质安全型电气设备。 5.5.2传感器安设位置 上下行风入风探头≥10m；工作面探头≥10m；沿空留巷探头≥5m 回风探头≥10～15m 5.5.3技术和管理要求 1.安装瓦斯监控设备时，必须根据断电范围要求，提供断电条件，并接通井下分站电源及控制线，分站电源必须取自被电源侧，严禁接在被控开关负荷侧，严禁采煤队组私自撤掉中心分站电源线和控制线。 2.瓦斯监控设备必须按说明书要求，在入井前进行地面调试，在井下安装完好后，要进行井下调试，调试正常后移交采煤队使用，监测队出交接单，双方验收签字。 3.监测工每天对工作面安装的监控设备进行巡检、维修。发现问题及时处理并汇报监测调度。每天使用便携式甲烷检测报警仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果汇报监测调度，当两者读数误差大于允许误差时，先以较大读数为依据，采取安全措施，并在8小时内对两种设备调校完毕。 4.必须每7天用标准气样对瓦斯传感器的超限断电功能进行调试，监控设备在故障期间必须有安全技术措施。 5.中心分战必须安设在新鲜风流中，监控设备严禁出现不完好和失爆。 6.甲烷传感器应垂直悬挂在距巷道顶板300mm、距巷帮200mm，顶板完好，无淋水处，严禁挂在导风筒出口或风筒漏风处。 7.监控系统通讯线必须吊挂在电缆拉线上，每米一个吊，通讯线对接必须使用二通盒，不准出现冷包头，工作面退后50m的临时线归采煤队吊挂及维护，放炮时维护好甲烷传感器，以避免被放炮崩坏。 8.其它有关规定按煤矿安全规程和监控系统管理办法中在关规定执行。 6 提升、通风、排水和压缩空气设备 6.1提升设备 6.1.1概述 主提升，在主皮带井安装一台0.8m宽钢丝绳芯带式输送机提升原煤。 矸石、物料及设备运输由轨道井安装JK2.5/20型绞车承担，采用600轨距一吨固定矿车串车提升，采用甩车场。 人员运送、在行人井安装一台井下架空乘人器运送人员。 6.1.2主提升钢丝绳芯胶带机选型计算 1.设计依据 井筒倾角β200 提升高度H485.36m 井口标高309.16m 胶带装载点底板标高-172.56m 井口到卸载点水平长10m 提升斜长L1419m 运输量Q130t/h 物料容重0.9t/m3 物料粒度300mm 物料动堆积角p300 2.胶带机选型计算 预选胶带机速度V2m/S 胶带宽度B0.8m,Gx2500Kg/Cm q032Kg/m 每米物料重qQ/3.6V130/3.6218Kg/m 每米机长上托辊转动部分重量q11.7 Kg/m 每米机长下托辊转动部分重量 胶带机运行阻力系数 上分支运行阻力F1 F1qq0qωcosβ 183211.70.0345cos200 2838Kg 下分支运行阻力F2 F2qqωLcosβ 3240.03451419cos200 1656Kg 物料提升阻力F3 F3qLsimβ181419sin2008736 Kg 传动滚筒园周力p PF1F2F328381656873613230 Kg 所需轴功率N0 N0PV/102132302/102259KW 计算胶带阳大张力 采用双滚筒传动，设P1P2P/213230/26615Kg 设最小张力S3S4900Kg S2S3-F2q0H900-1656321419sin200 14771Kg S1S2P147741323028004Kg S1-2S2P214744661521389Kg 胶带安全系数m mGXB/S1250080/280047.14 计算电动机轴率 NKN01.2259310.8KW 滚筒不打滑条件验算 α11700 α22100 μ0.3 S1/S1-2≤eμ1αl2.44 28004/213891.312.44 S1-2/S2≤eμ2α22.85 21389/147741.452.85 S1A/S2≤eμα1α26.95 280041.5/147742.846