煤炭有限责任公司老鹰岩井辅助提升系统改造设计方案(编辑修改稿)

煤炭有限责任公司老鹰岩井辅助提升系统改造设计方案(编辑修改稿)内容摘要：

（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～ 4186。 ，仅井田西南端局部倾角 5186。 矿 井开采的煤层（下元炭 2和下元炭 1） 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 m；采高 m。 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 m；采高为 m。 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 MG100TP 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HDJA800 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 ，月进度 ，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 F2225122》。 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（ YT27） 2 台，全液压侧卸式装岩机（ ZCY45） 1 台，局 扇（ 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 331 表 331 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 ＋ 236～177。 0m 轨道暗斜井 半圆拱 锚喷 558 558 2 177。 0m 轨道石门 半圆拱 锚喷 306 306 3 177。 0m 辅助水平运输大巷 半圆拱 锚喷 466 466 4 ＋ 2m 回风大巷 半圆拱 锚喷 410 410 5 － 90m～177。 0m 轨道暗斜井 半圆拱 锚喷 250 250 177。 0m 辅助水平回风斜巷 半圆拱 锚喷 575 575 6 90m 西主石门 半圆拱 锚喷 606 606 7 工作面运输巷 梯形 金支 633 633 9 工作面回风巷 梯形 金支 1265 1265 10 工作面开切眼 矩形 单体支柱 200 200 11 其它 梯形 金支 200 200 合计 5469 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 个月，若需形成XW2201 带区 XM220xx XW220xx2 对拉工作面，则施工工期为 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 瓦斯等级 根据内江市安全生产监督管理局（内安监救援【 20xx】 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 20xx年绝对瓦斯涌出量为 ，相对瓦斯涌出量为 ，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 ， 工作面瓦斯抽采纯量为 ， 属高瓦斯矿井。 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 2 m3/t。 代入数据得： a=（ 450－ 60） /(－ 2)=（ m3/t）。 预计矿井技改投产时开采 XE110 XE110 XW2201带区，开采最大深度为 ，预计矿井相对瓦斯涌出量为： q =（ － 60）/+2=。 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 ，绝对量为 m3／ min，此时采煤工作面瓦斯涌出量为 ／ 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 20xx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 20xx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 20xx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 20xx 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 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/； K—— 矿井通风系数，矿井采用中央并列式通风，取 ； Q=4 270 =13503/min ＝ 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）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 ，煤层瓦斯抽采按 ％（矿井目前实际抽采率），瓦斯抽采量为 ％＝ ，风排量为 ＝ m3/min。 Kc —— 工作面瓦 斯涌出不均衡系数 ,取。 经计算，每个对拉采煤工作面 Q 采 ＝。 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 =4 nc 式中： 4—— 每人每分钟供风标准， m3/ ； 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 ； 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 m2； Ki —— 工作面长度系数，取。 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 ，每个对拉采煤工作面取以上计算风量的最大值。 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。 kd —— 掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，炮掘工作面取 ；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 =25 Aj 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 120 m3/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。 经计算，每个掘进工作面 Q 掘 ＝。 ④ 按工作人员数量计算 Q 掘 =4 nj 式中： 4—— 每人每分钟供风标准， m3/ ； 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 ，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 ＝tPCW  603600  Q 硐变 —— 采区变电所供风量 , m3/min； 3600—— 热功当量， 1Kwh=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 ； ρ —— 空气密度，取 ㎏ /m3； Cp—。