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王台铺矿十五号煤层开拓延深工程初步设计

作者:煤矿安全网 2012-06-24 13:33 来源:煤矿安全网

  总说明

  王台铺矿位于山西省晋城市城区北石店乡,隶属于山西晋城无烟煤矿业集团有限责任公司,井田面积33.7032km2,可采煤层为3号、9号、15号煤层。

  王台铺矿于1958年开工,1964年8月投产,矿井设计能力0.6Mt/a; 1965年矿井进行了第一次扩建,设计能力为0.9Mt/a,1975年完成扩建工作;1985年矿井进行了第二次改扩建,设计能力为2.1M万t/a,1989年10月完成扩建工程,当年达产。

  矿井投产至今,主要开采3号、9号煤层。目前,3号煤层已回采结束, 至2007年底,9号煤层可采储量还剩300万吨。15号煤层资源储量为9377.3万吨。

  为实现矿井可持续发展,确保矿区稳定,继续发挥现有固定资产的投资效益,晋城煤业集团经认真研究,在不增加矿井生产能力的前提下,拟实施王台铺矿十五号煤层开拓延深工程,开采十五号煤层。

  受晋城煤业集团的委托,北京圆之翰煤炭工程设计有限公司编制完成了《王台铺矿十五号煤层开拓延深工程初步设计》。

  一、编制设计的依据

  ① 王台铺矿采矿许可证、煤炭生产许可证、安全生产许可证。

  ② 山西省煤炭地质公司2007年1月编制的《山西晋城无烟煤矿业集团有限责任公司王台铺矿15号煤层矿井地质报告》及其批复文件。

  ③ 王台铺矿提供的现状资料、自燃倾向性、煤尘爆炸性等检测资料。

  ④ 相关的技术规范、规程等。

  二、设计指导思想

  充分利用矿井已有的开拓系统和井上下设施,采用暗斜井延深方式,减少干扰,缩短工期,节约投资,集中生产,合理配采。

  三、 设计的主要特点及主要技术经济指标

  (一)井田范围、面积、储量

  范围:西部与凤凰山矿相连,北到泊村、管庄、巴公镇以南,东到西元庆以东西泊南村一带,南部与古书院矿接壤。

  面积:东西宽约3.6km,南北长约9.5km,井田面积33.7032km2。

  15号煤层资源/储量:资源储量为9377.3万吨,工业储量为8996.2万吨,设计储量为4118.3万吨,设计可采储量为3214.6万吨。

  (二) 十五号煤设计生产能力、工作制度

  矿井15号煤设计生产能力为180万t/a。

  矿井工作制度:设计为年工作日330d,四六制作业,三班生产,一班检修,日净提升时间16h。

  (三)开拓延深方式

  结合现有的井巷工程及生产系统,开拓延深方式采用从现有+695水平布置暗斜井延深方式,在风井场地新增加一辅助回风立井。

  十五号煤开拓延深系统按二个盘区二个工作面,达到1.80Mt/a设计生产能力进行设计,一次设计,分期实施。全井田划分为四个盘区。初期投产时,首采盘区为二盘区,盘区生产能力为0.9Mt/a。

  (四)、巷道布置及主要生产系统

  十五号煤层盘区巷道按三巷布置,分别为:胶带进风巷、轨道进风巷、专用回风巷,三条巷道均沿十五号煤层顶板布置;每个盘区内均布置独立的生产系统,并与+695水平既有生产系统沟通。

  (五)、采掘工艺

  十五号煤采煤方法选用长壁工作面一次全采高综采工艺,掘进采用综掘工艺,每个盘区按一个回采面,二个综掘面布置。

  (六)、运输

  主运输系统:盘区内为胶带输送机搭接,经上仓胶带斜巷,并入695水平煤仓,再由主斜井胶带输送机运至地面生产系统。

  材料运输系统: 695水平车场,由蓄电池机车牵引矿车运输材料,盘区内辅助运输方式前期为小绞车运输,后期为无级绳连续牵引车运输。

  人员运输系统:沿十五号煤层布置专用行人巷,并与盘区胶带巷连通,前期人员步行,后期沿专用行人巷、盘区胶带巷一侧布置运人猴车。

  (七)、通风

  矿井采用抽出式通风,矿井生产前期通风方式为中央并列式通风,在现有风井场地新增一辅助回风立井,与原有的一号回风立井并列运行。矿井生产后期,在井田南、北翼分别设立一回风井兼安全出口。

  (八)、排水

  矿井设两个排水水平,即695中央水仓和620中央水仓。盘区设盘区水仓。矿井达到产时,二盘区水仓的水通过管路泵送至620中央水仓,经行人斜井排至地面;一盘区的水通过管路泵送至695中央水仓,经副斜井排至地面。

  (九)、供电、通讯、监控

  十五号煤层供电由695水平中央变电所担负。

  十五号煤层通信和监测监控由695水平供给。

  四、主要技术经济指标

  1、15号煤设计能力:180万t/a

  2、15号煤可采储量:3214.61万吨

  3、15号煤服务年限:16.6年

  4、井巷工程量:22204.6m/259506.4m3

  5、概算总投资:26925.16万元,吨煤投资为149.58元/吨。

  6、建设工期:17月

  五、存在问题与建议

  1、井田内有多个地方小煤矿,生产中一定要加强采空区、瓦斯、涌水等地质调查工作,留设足够的保安煤柱,并坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘,先治后采”的原则,防患于未然。

  2、15号煤层顶板为平均厚度9m左右的石灰岩,坚硬致密,难以垮落,在开采过程中,容易出现采空区悬顶不落,对支架受力极为不利,建议加强坚硬顶板下安全开采技术的研究,及时切断采空区顶板,保证长壁综采工作面回采安全

  3、根据煤样鉴定结果,15号煤层为Ⅰ级、容易自燃煤层,本次按容易自燃煤层设计。建议对15号煤层自然发火期进行统计与研究,制定一整套综合预防煤层自燃措施

  4、本井田中西部部分15号煤硫分超过3%,建议开采时,甩掉煤层底部的硫化铁夹层,确保原煤硫分降至国家规定范围之内。

  第一章 井田概况及地质特征

  第一节 井田概况

  一、地理概况

  1、井田位置、范围、交通

  王台铺矿位于山西省晋城市北东10km处,行政区划属晋城市城区北石店镇和巴公镇管辖,地理坐标为东经112°51′44″-112°55′20″,北纬35°31′53″-35°37′13″,2001年7月23日,国土资源部为该矿签发了采矿许可证,采矿许可证号为1000000140099,井田边界由43个拐点构成。井田南北长8350-13600m,东西宽1950-5150m,面积33.7032km2。井田西部与凤凰山煤矿相邻,南部与古书院矿接壤。

  本井田交通十分便利,东部有太原-焦作铁路经过,是连接同蒲、石太、京广诸线的大动脉。公路四通八达,207国道纵贯井田中部,晋城至高平、陵川的省级公路从本区南东部经过,本矿的运煤专线与太焦铁路相接,另外,与207国道平行的晋城-长治高速公路及晋城-阳城、晋城-焦作的高速公路均已通车,交通运输极为便利。

  矿井交通位置见图1—1—1。

  2、地形地势

  井田内为起伏不平的低山丘陵地形,大部地区被黄土覆盖,中西部出露基岩较多。地形切割剧烈,冲沟发育。地势西北高南东低,最高点在井田的西部,标高941.2m,最低点为井田南部的河床,标高748.4m,相对高差192.8m。

  3、河流及水体

  井田内地表河流主要有2条,北部有巴公河,南部有刘家川河,由西向东横穿井田,均为季节性河流,属丹河水系,丹河由北而南从井田东界外流过,向南汇入黄河。井田内其它冲沟则基本干涸无水,仅雨季时才有短暂洪水排泄。

  4、气象与地震

  本区气候为暖温带大陆性季风型,四季分明。年最小降雨量265.7mm,最高降雨量1010.4mm,平均612.2mm,雨水多集中在7-9月;年均蒸发量为1783mm,最小1480.5mm,最大2428.3mm,蒸发量是降水量的2-3倍。气温一般较高,月最高温度达38.6℃,最低气温-22.8℃,平均气温11℃;月均最低气温在一月,为-4.5℃,最高气温在七月,为23.4℃。冰冻期为11月至次年3月,冻土深度一般在0.3m左右,最大可达0.43m。全年无霜期在180天,早霜期一般于10月中旬,终霜期于4月中旬。本区风力不大,一般3-4级,最大6级,春、冬季多西北风,夏秋季多东南、南风。

  根据国家《建筑抗震设计规范》(GB50011-2001),晋城市为6度地震烈度区。

  二、矿区总体规划及矿井开发现状

  矿井始建于1958年, 1964年8月投产,矿井设计能力60万t/a。1965年进行了第一次扩建, 将矿井设计能力提升到90万t/a,1975年完成扩建工作。1985年矿井进行了第二次改扩建,又将矿井设计能力增加至210万t/a,1989年10月完成扩建工程,当年达产,同时新建了处理能力为210万t/a的洗煤车间与矿井配套。

  矿井开拓方式为斜井多水平盘区开拓,井底车场折返式。矿井先期开采3、9号煤层,3号煤层,被划分为8个盘区,2002年综采结束,边角煤柱回收于2005年底结束; 9号煤层划分为5个盘区,目前仅剩余五盘区尚布置有正规回采工作面,剩余可采储量300万t。

  第二节 地质特征

  一、地质构造及煤层

  (一)地质构造

  受区域构造影响,本井田地质构造以宽缓褶曲为主,伴生一些落差不大的小型断层和少量陷落柱。现分别简要叙述如下:

  1、褶曲

  根据地表基岩露头观测和钻孔、井下巷道揭露资料,井田内共发育较大褶曲12条,褶曲轴向主要为北东东向,其次为北西向和近东西向。有些褶曲还发生弧型弯转,轴长一般1500-2500m,最长者4600m,两翼倾角2-8°。

  2、断层

  本井田地表未发现断层构造,但在井下采掘过程中发现了一些小型断裂构造,其中3、9号煤巷道发现小断层32条,落差最大9m,最小0.5m,一般在1.0m左右,走向延伸长度多在200m左右,为层间断裂构造,倾角多在40°左右,走向NE向者居多。

  从已揭露的断层看,对采区的划分没有太大的影响,破坏煤层的力度也较弱。但对机械化综采工作面布置有一定影响。

  3、陷落柱

  矿井在井下3、9号煤层开采时发现2个陷落柱,均位于井田中部。水平断面多呈椭圆形或近圆形,一般长轴为50-60m,短轴20-30m。据3、9号煤层开采揭露情况,遇到陷落柱未出现明显导水涌水现象,对矿井生产未造成大的影响。

  综上所述,本井田虽然褶曲较发育,但均为平缓褶曲,揭露断层均为小断层,综合分析,井田构造复杂程度应属简单类。

  ㈡、地层

  王台铺井田位于沁水煤田东南部、晋城矿区东部,井田内广为第四系黄土覆盖,基岩主要分布于中西部的山梁及部分沟谷地段,大部分为下石盒子组及上石盒子组中、下部地层。现结合区域资料与钻探资料,由老至新分述如下:

  1.奥陶系中统(O2)

  ⑴ 下马家沟组(O2x)

  以中厚层状石灰岩为主,下部夹泥质灰岩和含石膏的泥质角砾状灰岩,中下部岩溶发育,呈蜂窝状小溶洞相互连通,一般可见岩溶比较发育的层段1-3层,溶洞内可见黄褐色沉淀物。最高的岩溶层距奥灰顶界264.27-377.00m,岩溶层段总厚8.70-64.59m,平均31.69m。

  ⑵ 上马家沟组(O2s)

  以浅灰-深灰色致密性脆的厚层状石灰岩为主,次为泥质灰岩,具方解石细脉。本组厚177.04-254.13m,平均207.96m。

  ⑶.峰峰组(O2f)

  以深灰色坚硬致密的厚层状石灰岩及角砾状灰岩为主,夹有薄层泥灰岩。本组厚42.79-86.13m,平均68.38m。

  2、石炭系(C)

  ⑴ 中统本溪组(C2b)

  以灰白色铝土质泥岩和深灰色泥岩,为一套以泥质岩为主的泻湖海湾相沉积。底部为山西式铁矿。本组厚1.64-26.15m,平均8.62m。与下伏峰峰组呈平行不整合接触。

  ⑵ 上统太原组(C3t)

  为井田主要含煤地层之一,由深灰色-灰黑色泥岩、砂质泥岩、砂岩、石灰岩、煤层组成,属三角洲和碳酸盐岩台地沉积。含煤10层,一般6-8层,可采2层(9号、15号)。含石灰岩5-8层,一般5层。本组厚68.78-91.15m,平均80.95m。底部以K1砂岩与本溪组呈整合接触。井田内K1砂岩极不稳定,大部相变为深灰色泥岩。

  3、二叠系(P)

  ⑴ 下统山西组(P1s)

  为井田主要含煤地层之一。由灰白色-深灰色砂岩、灰黑色泥岩、砂质泥岩、煤层组成,属三角洲平原和泻湖、湖沼沉积。含煤4层,其中3号煤层为主要可采煤层。本组厚46.94-77.34m平均54.59m。底部以k7砂岩与太原组呈整合接触。

  ⑵ 下统下石盒子组(P1x)

  由灰色、灰绿色砂岩、砂质泥岩、泥岩组成,局部夹1-2层煤线及铁锰质结核。属淡水的浅湖-滨湖相沉积。顶部含铝质泥岩,富含鲕粒,俗称“桃花泥岩”,层位稳定,分布广泛,是良好的标志层。底部为灰、深灰色细-中粒长石石英砂岩(K8)。本组厚68.22-97.53m,一般78.12m。与下伏山西组呈整合接触。

  ⑶ 上统上石盒子组(P2s)

  本组属陆相河流和湖泊沉积。据岩性组合可分为三段,井田内仅残存本组一、二段:

  一段(P2s1):井田中部断续分布。由黄绿、灰绿、紫红色细粒砂岩、砂质泥岩、泥岩组成。底部为中-粗粒长石石英杂砂岩(K10),泥质胶结,具交错层理。与下伏下石盒子组呈整合接触。本段厚72.10-90.01m,一般85.78左右。

  二段(P2s2):井田中西部有少量出露。由杏黄色、灰绿色砂岩、砂质泥岩、泥岩组成,夹数层中厚层状粗粒长石石英杂砂岩。中部夹厚0-0.50m的锰铁矿层。井田内本段上部多被剥蚀,残留厚度约80.00m左右。

  4、第三系上新统(N2)

  由红色粘土和亚粘土组成。土质细腻,塑性好。含锰铁质结核。厚0-40m。与下伏地层呈角度不整合接触。

  5、第四系(Q)

  ⑴ 中更新统(Q2)

  由红色亚粘土、砂砾层组成,砂砾层呈半胶结或不胶结,分选不良,磨圆度差。厚0-25m。与下伏地层呈角度不整合接触。

  ⑵ 上更新统(Q3)

  由黄色、灰白色、灰黑色亚粘土、亚砂土及砂土组成,垂直节理,含多量腐植质及钙质结核。厚0-15m。与下伏地层呈角度不整合接触。

  ⑶ 全新统(Q4)

  分布于较大沟谷之中。由砂土、砾石组成,分选不好。厚0-10m。与下伏地层呈角度不整合接触。

  (三)煤层

  本井田含煤系为上石炭统太原组和下二叠系山西组,主要可采煤层为3号、9号、15号煤三层。

  表1-3-1  可采煤层情况一览表

  井田范围3号煤层已采空,9号煤层亦进行开采了大部分。本设计主要对象为下组15号煤层,现将15号煤层赋存情况叙述如下:

  15号煤层:位于太原组底部,直伏于K2石灰岩之下,上距9号煤层28.00m左右。煤层厚度0.85-5.27m,平均2.51m。煤层厚度在大部地段变化不大,一般多在2.00-3.00m之间变化。该煤层结构中等,一般含夹矸1-3层,夹矸岩性多为泥岩、炭质泥岩,夹矸厚度大都在0.10-0.50m左右。井田高硫区(硫份大于3%)煤层下部,普遍存在一层硫化铁矿夹层,厚度为0.25-0.35m左右。

  15号煤层直接顶板为K2石灰岩,厚度8.41-10.26m,层位稳定。煤层底板为灰-深灰色泥岩、铝质泥岩,局部有黑色炭质泥岩伪底。

  二、水文地质

  (一)主要含水层

  1、第四系孔隙含水层

  为孔隙潜水和滞水。由冲积、洪积层、砂砾、黄土组成。以底部砂砾为主,厚2-5m,水量较丰富,水位浅,是当地居民主要生活用水水源,单位涌水量为0.073-1.050 L /s.m,渗透系数0.645-2.41 m3/d。

  2、基岩风化裂隙含水层

  基岩风化壳主要发育于二叠系地层裸露区和浅埋地带,风化壳深度30-50m,风化裂隙随埋藏深度增加而减弱,一般地形较高处比较低处发育,其富水性与地表汇水面积和风化壳底部隔水层隔水能力有关,富水程度不等。据王台铺矿206号孔和凤凰山矿215、253号孔抽水试验,单位涌水量为0.0104-0.90L/s.m,渗透系数为0.06-1.94m3/d。局部富水性较好。

  3、下石盒子组砂岩裂隙含水层

  本组含水层一般有4-5层灰白色砂岩,以底部(K8)砂岩含水为主,其富水性弱。含水层被沟谷切割,出露位置常形成下降泉,但涌水量小,且流不远即因渗漏而消失。根据450号孔和朝天宫水井抽水资料:单位涌水量为0.0059-0.086L/s.m,渗透系数0.465m3/d。

  4、下二叠统山西组含水层(P1s)

  本组含水层主要以3号煤层老顶砂岩为主,厚6.03-26.78m,一般厚10.35m,节理裂隙发育,岩性稳定,属裂隙-孔隙潜水。经钻孔抽水试验及回采中测定,单位涌水量为0.0066-0.059L/s.m,渗透系数为0.014-0.342m3/d,富水性弱。

  5、上石炭统太原组灰岩岩溶裂隙含水层

  本组主要由两个含水层,即K2、K5灰岩层。

  K2灰岩含水层:位于太原组底部,15号煤层的直接顶板,厚度8.41-10.26m,一般9.32m。该含水层在井田内富水性弱,只有在9号煤层露头以外含水性强。经146号孔和206号孔抽水试验,单位涌水量0.00049-0.0027L/s.m,渗透系数0.00017-0.0043m3/d,该含水层与其它含水层没有水力联系。

  K5灰岩含水层,位于太原组中部,厚度2.97-4.39m,一般3.85m。从已施工的钻孔、井巷工程综合分析,在3号煤层覆盖区,K5灰岩裂隙溶洞不发育,含水性弱。在王台铺井田内3号煤层隐伏风氧化带东南部,盖层厚度小于50m,且第四系覆盖层厚度大于20m的区域范围为K5灰岩层富水区,面积约4.5km2。该含水层与其它含水层没有水力联系。

  6、中奥陶统马家沟组石灰岩岩溶裂隙含水层

  为煤系地层基底,其岩性主要为石灰岩、泥质灰岩、角砾灰岩。据钻孔和水源井揭露,全统厚度为400-500m。主要含水层在下马家沟组,一般发育有2-4层岩溶层,厚30-50m。埋藏深度一般在430-500m,在本区普遍分布,厚度变化不大。含水段裂隙岩溶特别发育,富水性强,属岩溶承压水。

  根据井田内15号煤层最低底板标高西界处王补53号孔15号煤层底板标高593.80m与奥灰水位标高对比分析,井田内15号煤层底板标高均高于奥灰水位标高,奥灰水对今后开采15号煤层没有威胁。

  (二)主要隔水层

  1、本溪组-15号煤层底板泥质岩隔水层

  本溪组至15号煤底平均厚度11.72m,主要由泥岩、铝质泥岩组成,岩性致密,细腻,不透水,为阻断奥灰水与含煤地层水力联系的重要隔水层。

  2、石炭二叠系泥质岩层间隔水层

  在石炭、二叠系各灰岩、砂岩含水层之间均分布有厚度不等的泥岩、砂质泥岩,岩性致密,不透水,可起到良好的层间隔水作用。但位于浅部地带时,因受风化作用影响,其隔水性能将受到破坏甚至消失。

  3、第三系红色粘土隔水层

  第三系上新统红色粘土、亚粘土厚度0-25m,土质细腻致密,不透水,呈隔断地表水和浅层潜水与大部基岩含水层的良好隔水层。

  (三)充水因素分析

  1、地表水下渗

  井田地表河流有二条,即北部巴公河和南部刘家川河,均属季节性河流,水量微小,有时甚至干涸。由于没有河流观测资料,不好定量评述。就一般情况而言,由于15号煤层埋藏较深,地表河水不会对15号煤层开采形成大的威胁。但在洪水季节应注意防洪,经常观测地表裂缝,及时填堵,防止地表水入渗而致井下涌水量增大。

  2、上部3、9号煤层采空区积水的渗透

  井田内3号煤层已全部采空,9号煤层亦部分采空,据凤矿提供资料,3、9号煤层采空区均有不同程度积水。

  3号煤层下距9号煤层约64m左右,9号煤层下距15号煤层29m左右,一般情况不会发生水力联系。但当下部煤层开采形成大片采空区后,随着顶板的垮落,将出现大量塌陷裂隙。若其塌落高度或塌陷裂隙、裂缝达到3、9号煤层采空区积水底板时,就会有积水沿塌陷裂隙等下渗,加大15号煤层的涌水量。将来在开采15号煤层时,应对上部9号煤层采空区积水先进行排放,以保证矿井安全生产。

  3、顶板石灰岩(K2石灰岩)含水层渗透

  太原组K2石灰岩是井田内主要含水层之一,其含水大小随地而异,不均一。富水性在井田中西部较弱,仅东部局部稍强,正常情况下,对15号煤层开采影响不大。

  4、奥灰岩溶水突水的可能性

  现井田奥灰水位标高约580-592m,而井田内15号煤层底板标高为593.80-726.76m,标高最低处为西部边界处王补53号孔附近,按照奥灰等水线推测,该处奥灰水位标高约587m左右,低于15号煤层底板标高6.80m,也就是说,井田15号煤层位于奥灰水位6.80-140m以上,应该说,本井田不存在奥灰突水的可能性。

  5、老窑采空区、相邻矿井3、9号煤层采空区积水对本矿的影响:

  (1)在井田内的朝天宫村、西王台村、东王台村、徐家岭村、窑头村、孙村、洪村、西元庆村、东泊南村、泊村、巴公南窑坡、崔沟村等有大面积古窑破坏区,多数集中在隐覆的3号煤层风氧化带附近,仅东、西泊南至桥沟、崔沟村一带向井田中部延伸较远,一般从煤层风氧化带沿倾向延伸200-500m。其开采深度最深80m,最浅21m,一般在50m左右。古窑区内均充满水,积水量一般在1-3万m3。最大积水量的古窑区是桥沟古窑区,1980年探放水达21.6万m3。这些上部采空区积水对本矿3、9号煤层带来较大影响,同时也对本矿将来开采15号煤层存在间接影响。如可能增大本矿9号煤层采空区积水量,间接成为15号煤层矿井充水水源。

  (2)井田内及周边开采15号煤层矿井采空区积水对本矿的影响

  本区小煤矿分布较多,其中开采15号煤层的小煤矿共有14个(井田内6个,井田邻近8个),经多年开采,均分布不同面积的采空区,并存有一定积水,其积水情况一时尚难查清。这将对本矿开采15号煤层带来一定影响。应进一步进行详查调查,以便采取相应防范措施

  (四)水文地质类型

  根据井田水文地质条件和上述矿井充水因素综合分析,井田开采15号煤层矿井水文地质类型应属简单。

  (五)矿井涌水量预测

  15号煤层矿井涌水量与上部3、9号煤层采空区积水量和上覆含水层涌水量有关。

  据钻孔资料,K2-K4灰岩间含水层厚度M=33.90m,采用“大井法”估算上覆含水层涌水量为9375m3/d。

  3、9号煤层采空区积水处于动态变化过程,随着9号煤层开采过程中不断排放,其采空区积水量逐渐减少。

  根据王台铺矿实测统计数据,矿井生产能力为2.1Mt/a,近5年最大涌水量为17064 m3/d。

  综合以上分析,当矿井生产能力为1.8Mt/a时,预计15号煤最大涌水量为18000m3/d(750m3/h),正常涌水量为9600m3/d(400m3/h)。每个盘区最大涌水量为9000m3/d(375m3/h),正常涌水量为4800m3/d(200m3/h)。

  三、其他开采技术条件

  1、煤层顶底板情况

  15号煤层直接顶为K2石灰岩,厚度7.42-10.99m,平均9.32m,致密坚硬,节理裂隙较发育,在井田内该层特别稳定,单向抗压强度平均47.0Mpa左右;单向抗拉强度平均4Mpa左右;抗剪强度平均3.70Mpa。属坚硬类不易冒落顶板。

  底板为泥岩或铝土质泥岩,厚0-3.42m,平均1.62m,其下部为本溪组的铝土泥岩,属软弱型。单向抗压强度为11.4Mpa,单向抗拉强度为0.76Mpa,抗剪强度2.49Mpa,膨胀率为0.63%。

  2、瓦斯、煤尘、煤的自燃倾向性、地温、地压

  河南理工大学煤矿安全工程技术研究中心于2007年11月对相邻凤凰山矿15号煤层的瓦斯含量进行了测定,本次设计参考凤凰山矿15号煤层的瓦斯含量数据,根据《矿井瓦斯涌出量预测方法》(AQ1018—2006)采用分源预测法进行计算,矿井生产能力达到1.80 Mt/a时,相对瓦斯涌出量为6.13 m3/ t·d,绝对瓦斯涌出量为23.22 m3/min。故15号煤层进行开采时,属于低瓦斯矿井。

  2007年9月,煤炭科学研究总院重庆分院对王台铺矿15号煤层进行了煤尘爆炸性试验,结果为火焰长度为0mm,抑制煤尘爆炸最低岩粉用量为0,鉴定结论为15号煤层无爆炸危险性。

  同时,矿方还进行了煤自燃倾向性试验,自燃倾向性等级为Ⅰ级,属容易自燃煤。

  王台铺井下温度冬季在12℃左右,夏季在16℃左右。15号煤采深最大为287.85m,一般在130-240m左右,按地温梯度每百米增高3℃,考虑最高不超过20℃,对井下生产影响不大。

  井田内15号煤层最大埋深小于300m,根据3、9号煤层开采情况,地压对15号煤层开采不会带来大的影响。

  四、煤类、煤质与煤的用途

  1、煤类及其分布规律

  根据中国煤炭分类国家标准(GB5751-86)划分,以浮煤挥发分(Vdaf)和氢含量(Hdaf)为分类指标,井田15号煤层煤类为无烟煤二号。

  2、煤质分析

  (1)水分(Mad)原煤 0.37-6.78%, 平均2.71%,浮煤 0.28-5.44%,平均1.61%。

  (2)灰分(Ad) 原煤 6.12-30.85%,平均19.09%, 浮煤 4.35-7.95%,平均5.97%。

  (3)挥发分(Vdaf)原煤5.11-13.63%,平均 7.29%, 浮煤3.94-6.75%,平均4.64%。

  (4)全硫(St.d)原煤0.27-6.36%,平均2.65%, 浮煤0.30-2.52%,平均0.96%。

  原煤全硫的变化趋势为中部高南北两侧低,硫分最高点为中西部王补53号孔,原煤全硫高达6.36%。硫分最低点为北部王补32号孔处,原煤全硫为0.27%。硫分主要以硫化铁为主,约占82%,井田高硫区(硫分大于3%)约占井田面积的20%左右,主要分布于井田中西部。

  高硫区煤层中的硫分主要集中在煤层底部一层平均厚度0.3m左右的硫化铁夹层。约占煤层总硫分的70%。

  3、煤的工业用途

  井田15号煤层为特低灰-高灰、特低硫-高硫、特低磷-低磷,中-高热值的无烟煤,经洗选后,灰分有大幅度降低,可降至7.95%以下,硫分亦有明显降低,浮煤平均硫分可至0.96%左右。

  因此,15号煤层经过洗选降低灰分和硫分后,可用作动力用煤或高炉喷吹用煤及工业合成氨用煤。

  五、其它有益矿产

  区内其它有益矿产主要有锰铁矿、山西式铁矿、黄铁矿、耐火粘土。局部有相当的工业开采价值。

  六、勘探程度

  王台铺矿自建矿以来,进行了多次勘探工作,在王台铺井田及邻近先后共施工钻孔266个,其中终孔层位在15号煤层以下的钻孔117个。钻探质量较高,成果可供利用和参考。

  根据上述资料,原晋城矿务局地质测量处,于1990年编制了生产矿井地质报告,收集整理了历年钻孔资料,并汇总成册,编绘了煤层底板等高线及储量计算图,矿井地形地质图、水文地质图、矿井充水性图等,形成了一套完整的地质资料。该报告以晋统煤生字[1991]第67号文批准,审批机关为山西省煤炭工业管理局。

  2003年10月,山西地宝能源有限公司编制了《山西晋城无烟煤矿业集团有限责任公司王台铺矿生产矿井地质报告》。

  2007年1月,山西省煤炭地质公司根据以往的地质勘查成果,编制完成了《山西晋城无烟煤矿业集团有限责任公司王台铺矿15号煤层矿井地质报告》。

  15号煤层范围内大的地质构造基本查清,该处煤层底板等高线控制严密,对煤质、煤层特征及开采条件均基本查明,水文地质也已搞清。山西省煤炭地质技术委员会评审中心,以晋煤地技评字[2007]1801号文,下达了评审意见书。山西省煤炭工业局以晋煤行发[2008]83号文下达了《矿井地质报告》评审意见书的批复,《山西晋城无烟煤矿业集团有限责任公司王台铺矿15号煤层矿井地质报告》可以作为王台铺矿15号煤开拓延深设计的地质依据。

  第二章 矿井开拓及现有生产系统概况

  第一节 矿井开拓方式概况

  一、开拓方式及井筒

  矿井自1958年建矿以来,共进行了两次扩建,生产能力也由原0.6Mt/a提升至2.1Mt/a。1985年在第二次扩建改造中,开拓方式为斜井盘区开拓。井田划分为二个开采水平,即第一水平(+695)主要开采3号煤层,第二水平(+620)开采9、15号煤层,695水平通过材料暗斜井与620水平沟通。井下主要和辅助运输均采用电机车运输。

  随着新技术、新工艺、新装备水平的提高,井下主要运输逐渐由电机车运输发展为胶带输送机运输。相应的开拓布置也随之发生了变化。矿井由原设计二个水平开采,简化为一个水平(+695水平)通过暗斜井开采3号、9号煤层。原+620水平,主要担负9号煤的排水任务。

  王台铺矿井现有5个井筒(四进一回),其中,主斜井内装备胶带输送机,担负矿井的主提升兼进风井;副斜井内设有单轨道,采用串车提升,担负矿井的辅助提升兼进风井;行人斜井内装备有猴车,担负人员上下兼进风井;排矸井主要担负北翼进风任务兼安全出口;回风立井主要担负全井田回风任务。

  上述各井筒主要技术特征见表2-1-1。

  二、井底车场及主要硐室

  1、+695水平

  车场形式为折返式,服务3号煤、9号煤材料运输。在+695水平建有井下主变电所、695水仓及主水泵房、井底主副煤仓、井下调度站、保健站、消防材料库等。主要硐室技术特征如下:

  井底煤仓:主副煤仓为料石砌碹支护,容量分别为1600吨、900吨,3号煤通过电机车运到主煤仓卸载,9号煤用胶带输送机直接运往副煤仓。煤仓下口通过给煤机运至主斜井胶带输送机。

  695水仓:料石砌碹,主仓容量为1200m3,副仓容量为700m3,

  井底火药库:矿井现使用一个火药库,布置在井底车场向北1000米处,服务于矿井使用,火药库硐室采用半圆拱形断面锚网喷支护,总容积1100 m3。

  2、+620水平

  主斜井、与行人斜井直达620水平,在+620水平建有井下变电所、620水仓及主水泵房等硐室,现主要担负9号煤排水任务。

  620水仓:料石砌碹,总容量为3800m3,其中主仓容量为2600m3,副仓容量为1200m3。

  三、盘区开采及接替情况

  1、3号煤层

  3号煤于2004结束开采并已封闭。

  2、9号煤层

  9号煤共划分为五个盘区,一盘区已结束开采并封闭,四盘区为薄煤区,暂不能开采;二盘区、三盘区正规采面回采已结束,剩余边角煤和煤柱回收;五盘区为现生产盘区。

  9号煤开拓巷道布置,见图2—1—1《9号煤采掘工程平面图》。

  第二节 提升、运输、通风、排水、供电

  一、 提 升

  1、原煤提升

  王台铺矿主斜井提升采用由上海运输机厂制造的带式输送机,该机于1988年5月安装投运。带式输送机共四套驱动装置,其中三套工作,一套备用。电控系统是由无锡矿山电气厂生产的JLP—2型继电器盘控制,并设有过流、过压、失压、堆煤、超速、低速、跑偏、烟雾等保护,各种保护装置符合《煤炭安全规程》的要求。

  主提升胶带输送机主要技术参数如下:

  机长620m,倾角16°,胶带宽度1200mm,带速2.5m/s,设计运输能力600t/h,驱动电机4×310kW。

  2、辅助材料设备提升

  副斜井采用1台2JK2×1A/30型双筒缠绕式提升机,由洛阳矿山机器厂制造,于1979年7月安装投用,担负矿井材料、设备、矸石提升任务,为斜井串车提升系统。副斜井提升机技术参数如下:

  绞车型号:2JK2×1A/30;滚筒直径:2000mm;滚筒宽度:1000mm;

  最大静张力:60kN;最大静张力差:40kN;速度:3.38m/s;

  容绳量:760m;电机功率:130kW;钢丝绳直径:24mm;

  3、人员提升:

  人员上下井提升由行人斜井的架空乘人装置担负,架空乘人装置参数如下:

  型号:SR-20D;牵引力:20kN;牵引速度:1.0m/s

  电机功率:37kW;运输能力:450人/h;钢丝绳:φ23.5mm;

  二、 运 输

  1、主运输

  9号煤煤炭运输全部采用胶带输送机运输。盘区大巷胶带输送机主要技术参数如下:型号为DSP-1080/160,胶带宽度1000mm,带速3.15m/s,设计运输能力1000t/h,驱动电机160kW。

  2、辅助运输

  695水平大巷采用蓄电池机车运输方式。盘区运输大巷为无极绳连续牵引车运输,工作面辅助运输采用JD-11.4调度绞车运输。

  无极绳连续牵引车设备技术参数如下:

  型号:SQ—80(110kW);牵引速度:1/1.7m/s

  牵引力:80kN;钢丝绳规格:24NAT6×19+FC1670S GB/T8918)

  三、 通 风

  矿井通风方式为中央并列式,通风方法采用机械抽出式通风。有四个进风斜井,即主斜井、副井、行人井、排矸进风斜井;一个回风立井,即一号风井。

  风井风机现运行技术参数见下表:

  主要通风设备运行参数

  风机型号电机额定功率(kW)叶片角度(°)风机静压(Pa)排风量

  (m3/min)

  2K56-12-No30100025~5035009000

  四、 排 水

  矿井现开采9号煤层,矿井涌水一部分通过9号煤盘区水仓提升至+695水平水仓,一部分通过自流到+620水平水仓,再通过管道直接排至地面水处理站。

  +695水平2台MD280—43×4水泵额定流量为280m3/h,额定扬程172m,由山西黎城泵业公司制造,2005年安装投运;配套电机型号JS137—4,260kW,6kV。1台200D—43×7水泵额定流量为280m3/h,额定扬程301m,由长沙泵业公司制造,1983年投运;配套电机型号JS137—4,360kW,6kV。

  +620水平3台200MD—43×7水泵额定流量为280m3/h,额定扬程301m,由湖北宜昌水泵厂制造,1991年投运;配套电机型号JS137—4,360kW,6kV。

  五、 供 电

  王台铺煤矿双回35kV电源引自晋城煤业集团老区110kV区域变电站308号和311号出线间隔,线路采用铁塔与水泥电杆架空敷设。

  地面工业广场现有一座35/6kV变电所,设两台10000kVA容量主变压器,一用一备,担负工业广场、选煤厂、生活区、主通风机、排矸井、井下等用电负荷。

  井下+695水平设一个中央变电所,双回6kV电源分别引自工业广场35/6kV变电所不同母线段。中央变电所主要担负排水、运输、五个采区变电所供电等用电负荷。

  六、监测监控

  1、环境监控

  该矿现有一套KJ86N型煤矿环境安全监测及生产监控系统。KJ86N监控系统采用CAN总线传输方式,传输接口、总线扩展器、信号转接器、多功能监控器、传感器、光缆和信号电缆等组成。系统可对瓦斯、风速、负压、烟雾、温度、一氧化碳、馈电状态等参数及井下主要风门的开闭状况进行连续监测,对掘进工作面实现风电瓦斯闭锁。完全符合煤矿安全规程及我矿具体使用需求。

  2、产量监控

  在主斜井井口胶带输运机装设一套ICS-17B型皮带称,对产量实时监控,数据传输至集团公司调度室。

  3、人员定位系统

  本矿井已有一套KJ153型矿井井下人员定位系统,在主要巷道进出口及主要机电硐室设置读卡器,实时对井下作业人员进行动态考勤。为井下安全生产提供保障,并把信息进行储存或打印。

  七、通信

  在行人进风斜井敷设有200对矿用通信电缆,由地面通信机房沿地面电缆沟敷设至695中央变电所矿用隔爆分线箱。

  第三章 十五号煤开拓延深

  第一节 井田境界与储量

  一、井田境界

  王台铺矿井田位于山西晋城市市区北10km处,井田边界由43个拐点构成,东西宽约3.6km,南北长约9.5km,井田面积33.7032km2。井田西部与凤凰山煤矿相邻,南部与古书院矿接壤。

  二、储量

  1、储量计算原则

  根据《山西晋城无烟煤矿业集团有限责任公司王台铺矿15号煤层地质报告》,本井田15号煤层为无烟煤。

  按国家现行煤炭资源储量计算规范,煤层倾角小于25°,最低可采厚度大于0.80m,最高可采灰份小于40%,最高硫份小于3%,最低发热量为22.1MJ/㎏的原则。

  井田高硫区煤层下部,普遍存在一层硫化铁矿夹层,平均厚度为0.3m左右,甩掉此夹层后,煤层最高硫分小于3%。故,高硫区除掉硫化铁矿夹层的煤层也可以进行储量计算。

  储量计算面积采用水平投影面积。

  井田内15号煤层稳定可采,15号煤层容重为1.46t/m3,非高硫区域平均厚度为2.51m,高硫区域除去硫铁矿夹层后,平均厚度为2.48m。

  储量计算方法:采用块段法,即块段面积×容重×平均厚度=块段储量

  2、矿井地质资源量

  依据本矿井地质报告提交的煤炭资源量计算,除去硫铁矿夹层后矿井地质资源量为9377.3万吨。

  见表3-1-1《15号煤资源储量汇总表》。

  表3-1-1  15号煤资源储量汇总表

  3、矿井工业资源/储量

  本矿井15号煤层地质条件简单,推断的资源量333的折减量取0.8的系数计算,则工业储量为8996.20万吨。

  4、设计可采储量

  ⑴ 矿井设计储量:矿井工业储量减去设计计算的井田境界煤柱、地面村庄煤柱、地面水库煤柱、小窑防水煤柱等需要留设的永久保护煤柱损失量后的储量。

  ⑵ 矿井设计可采储量:矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、井下主要巷道保护煤柱再乘于盘区回采率。

  ⑶ 盘区回采率:根据设计布置,以及15号煤层厚度为中厚煤层和综采一次采全高采煤方法等因素,盘区回采率为80%。

  经计算,15号煤层设计可采储量为3214.61万吨。

  见表3-1-2《矿井设计可采储量汇总表》。

  三、安全煤柱

  工业场地、村庄等安全煤柱采用垂线法和垂直剖面法计算。

  地面建筑物、构筑物保护煤柱,根据晋城矿区经验,表土层移动角取φ=45°,岩层移动角取δ=γ=72°。

  煤层大巷煤柱宽度取30m,井田境界煤柱宽度取20m,工作面顺槽之间煤柱宽度取20m。

  第二节 矿井设计生产能力及服务年限

  (一) 矿井工作制度

  矿井设计年工作日为330d,每天四班作业,三班采煤,一班检修。每天净提升时间为16h。

  (二) 矿井设计年生产能力和日生产能力

  1、结合15号煤层赋存平均厚度2.51m,煤层开采条件比较简单,现行综采、综掘工艺等因素,设计确定每个盘区布置一个综采工作面、两个综掘工作面时,可达到生产能力0.9Mt/a。

  2、结合9号煤层剩余可采储量主要集中在井田南翼、已经解放的范围位于井田中部等因素,为全面协调9号煤、15号煤合理配采和接替,首采盘区确定为二盘区。

  3、矿井投产初期,9号煤、15号煤分别按0.9Mt/a能力进行生产;9号煤结束回采后,15号煤布置两个盘区,矿井生产能力保持1.8Mt/a不变。

  4、2007年,煤炭工业局下发的煤炭生产许可证中,标明矿井生产能力为1.8Mt/a。

  5、综合上述因素,本次设计确定矿井15号煤设计生产能力1.8Mt/a。

  (三) 矿井服务年限

  15号煤层为本矿井最后一个开采煤层,设计可采储量为3214.61万t,储量备用系数取1.5,考虑前期15号煤按90万t/a和9号煤层配采3年,以及各盘区接替服务年限等因素进行计算。

  经计算,全矿井15号煤层的服务年限为16.6年。

  第三节 开拓延深方式

  一、开拓延深方式

  本矿井已有工业场地和风井场地,现有井筒、提升、运输、进风、回风、排水、供电、通信、监控设施均加以利用,在矿井总生产能力不提高的情况下,不再新增场地设施。

  结合现有的井巷工程及生产系统,开拓延深方式选用暗斜井延深方式,即从现有的+695水平大巷布置暗斜井延深至15号煤层。具体方案如下:

  (一)运煤系统:

  从+695水平井底车场主煤仓上口巷道开口,向下施工15号煤上仓胶带暗斜井(上仓斜巷),延深至15号煤层后,南北向布置二盘区胶带进风巷,形成二盘区主运和进风系统,向东布置一盘区胶带进风巷,形成一盘区主运和进风系统。

  运煤线路为:工作面胶带进风顺槽→盘区胶带进风顺槽→上仓胶带斜巷→煤仓→主斜井胶带输送机→地面生产系统。

  (二)材料运输系统:

  从材料暗斜井+644水平处做甩车场,进入15号煤层后,沿南北向布置材料南、北车场,车场与盘区轨道进风巷沟通,形成各盘区材料运输和进风系统。

  材料运输线路为:副斜井→+695水平大巷→材料暗斜井→甩车场→南(北)车场→盘区轨道进风巷→工作面轨道进风顺槽。

  (三)行人运输系统:

  从行人斜井开口,沿15号煤层布置专用行人巷道,并与盘区胶带进风巷沟通,前期距工作面距离较短,人员步行进入工作面;后期沿巷道一侧布置运人猴车。

  人员运输线路为:主斜井(猴车)→专用行人巷道→盘区胶带进风巷→工作面顺槽(步行)。

  (四)回风系统:

  现有回风立井净直径为3.5m,按15号煤布置两个盘区生产需风量计算,井筒风速达12.47m/s,超出了作为矿井安全出口风速不应大于8.0m/s的规定。因此,必须对通风系统进行改造。根据通风能力、场地布置等因素,提出如下两个方案:

  1、方案一:新增风井方案

  从15号煤巷道向上反掘回风暗立井与一号回风井贯通,形成15号煤回风系统。

  在风井场地新掘一直径3.5m的辅助回风立井(一号辅助回风立井),井筒内装备梯子间,地面布置安全出口与风道,其中风道与一号回风立井风道相连,形成两风井并列运行方式。

  2、方案二:刷大一号风井断面方案

  从15号煤巷道向上反掘回风暗立井与一号回风井贯通,形成15号煤回风系统。

  同时,刷大一号风井断面,由直径3.5m,刷大至直径4.5m,重新装备梯子间。

  3、方案比较

  方案一充分利用风井场地新掘井筒,对现有的生产系统干扰不大,适合于边延深边生产的矿井。缺点为工程量大,投资大。

  方案二工程量小,投资小,但对生产影响很大,需要停产2个月左右对风井进行改造。

  综合比选上述两个方案,设计推荐方案一。

  二、盘区划分及开采顺序

  根据上述开拓延深方案,全井田15号煤层共划分4个盘区,其中一、二盘区布置于井田中部,三盘区布置于井田北翼,四盘区布置于井田南翼。

  盘区开采顺序原则:

  1、按尽快实现资源保护的原则,先开采受小窑威胁的区域。

  2、按延深工程量最少,对现有9号煤生产盘区干扰最少为原则。

  3、按平衡匹配9号、15号煤通风、运输、排水、供电、提升等设施,进行合理配采9号、15号煤为原则。

  按上述原则,盘区开采接替顺序,见表3—3—1。

  井田中部二盘区为首采盘区。

  三、开拓大巷布置

  15号煤各盘区巷道布置见前述设计推荐方案一,各盘区大巷均为三巷布置,巷道间距30m,均沿15号煤层顶板全煤巷布置,高度不够进行起底掘进。

  盘区胶带巷断面为矩形,净高2500mm,净宽4800mm,锚喷支护,净断面12.00m2。

  盘区轨道巷断面为矩形,净高2500mm,净宽4400mm,锚喷支护,净断面11.0m2。

  盘区回风巷断面为矩形,净高2500mm,净宽4400mm,锚喷支护,净断面11.0m2。

  上述巷道设备布置、巷道断面技术特征、支护材料及参数,参见附图《巷道断面图册》。

  第四节 开拓延深井筒、井底车场及硐室布置

  一、延深井筒

  15号煤达到设计生产能力1.8Mt/a,投产延深井筒为上仓胶带暗斜井、回风暗立井、一号辅助回风立井。各井筒技术特征如下:

  1、上仓胶带暗斜井:

  斜长190m,倾角90,断面为半圆拱形,净宽4200mm,净高3300mm,净断面12.88m2,锚喷支护,支护厚度100mm。井筒装备1200mm宽的胶带输送机,担负矿井15号煤主运、进风兼安全出口。

  2、回风暗立井:

  垂深50m,断面为圆形,净直径为3500mm,净断面9.62m2,锚喷支护,支护厚度150mm。上口与一号回风立井贯通,下口与15号煤井底回风大巷相通,主要担负矿井回风任务。

  3、一号辅助回风立井:

  垂深190m,断面为圆形,净直径为3500mm,净断面9.62m2,锚喷支护,支护厚度150mm。井筒内装备梯子间,主要担负矿井回风兼安全出口。

  各延深井筒断面布置,分别见图3-4-1、3-4-2、3-4-3。

  二、井底车场及硐室布置

  原有+695水平井底车场及硐室布置,均能满足本次15号煤投产需要,本次延深设计新增的暗斜井644井底车场及硐室叙述如下:

  1、暗斜井644车场:

  644车场分为三部分:甩车场、南车场、北车场,水平标高为+644。井底车场形式为平车场。

  2、主要硐室:

  暗斜井上部布置的硐室(原有)有:绞车房、信号硐室。

  暗斜井下部布置的硐室有:信号硐室。

  入仓胶带暗斜井底布置有二盘区变电所。

  第四章 大巷运输及设备

  第一节 煤炭运输

  一、主运输系统

  15号煤首采盘区出煤系统:工作面胶带顺槽→二盘区胶带巷→上仓胶带巷→井底煤仓→主斜井→地面生产系统。

  运输系统见附图《首采盘区投产运输系统图》。

  现有主斜井带式输送机满足15号煤层开采的运输需要,主要设备技术特征见本设计第二章第二节。

  本次运输设备选型设计主要为:首采盘区的运输设备选型。

  二、运输方式

  目前国内大中型矿井的大巷煤炭运输普遍采用带式输送机运输,其主要优点为:

  ⑴ 运输连续,能力大;

  ⑵ 大巷布置不受煤层起伏坡度变化的影响;

  ⑶ 系统简单,自动化程度高,易于实现集中管理,有利于提高生产率;

  ⑷ 运输环节少,占用人员少,主辅运输互不干扰;

  本矿井煤层赋存条件好,构造简单,因此确定各盘区煤炭运输主要采用胶带输送机运输方式。

  三、运输设备

  根据矿井开拓方式及采区布置形式,在15号煤一、二盘区各布置两部带式输送机担负煤炭运输。前期开采盘区为二盘区。

  由于盘区内无工作面煤仓缓冲,大巷带式输送机的选型考虑满足同一盘区内一个综采工作面和两个综掘工作面生产时的峰值煤量的运输需要,并与工作面设备选型相匹配。同时尽可能和矿上现使用的盘区胶带运输设备的电机、滚筒、胶带相统一,以便设备配件的管理、维护、和互换。

  1. 二盘区1号带式输送机选型

  (1)选型设计依据:

  煤炭松散容重:1000kg/m3

  运输距离:1453m;

  提升高度:25m

  设计运量:1000t/h;

  胶带机工作环境:潮湿、有灰尘污染;

  (2)选型计算过程

  ①输送带宽度的计算

  第二节 辅助运输

  一、辅助运输系统

  物料和设备采用矿车装载→地面下放到副斜井井底车场→+695水平大巷电机车运输系统→材料暗斜井→15号五煤盘区轨道运输大巷→采煤工作面或掘进面。

  人员在行人斜井乘架空乘人系统下井→专用人车巷(摘挂式猴车)→二盘区胶带巷(摘挂式猴车)→运送人员到采掘工作面顺槽口→人员步行到达工作面。

  15号掘进巷道基本为全煤巷综掘机掘进,全部通过刮板机、胶带输送机并入原煤运输系统,少量岩巷工程矸石填入井下废弃横川巷道内密闭,基本可实现矸石不出井,以减少运输成本和地面污染。

  现有+695水平运输系统及设备均满足15号煤层开采的辅助运输需要,主要设备技术特征见本设计第二章、第二节。

  本次运输设备选型设计主要为:首采盘区的辅助运输设备选型。

  运输系统分别见附图《首采盘区投产运输系统图》。

  二、运输方式

  矿上现生产盘区内辅助运输主要使用无极绳连续牵引车运输,无极绳连续牵引车综合了国外绳式卡轨车和国内无极绳绞车的特点,是一种经济实用、安全高效的新型辅助运输设备,对井下巷道的适应性更强,运距长,牵引力大,且不污染井下空气,可以满足井下大巷起伏不平、巷道不直的运输需要。

  根据矿井开拓方式和巷道布置,15号煤盘区辅助运输方式仍采用无极绳连续牵引车,同时尽可能和矿上现使用的盘区无极绳连续牵引车的型号相统一,以便设备配件的管理、维护、和互换。采掘面短距离的辅助运输选用调度绞车。

  三、运输设备

  15号煤盘区辅助运输大巷设备:经过选型,选用SQ-80型无极绳连续牵引车。系统配置有无极绳绞车、张紧装置、梭车、尾轮、压绳轮、托绳轮等,其主要技术参数为:

  型号:SQ-80;电机:110kW;牵引速度:1 m/s 和1.7m/s

  滚筒直径:800mm;牵引力:80kN;钢丝绳直径:Φ24mm;

  采煤工作面运输顺槽、掘进工作面顺槽运输:选用JD-11.4型调度绞车,其参数如下:

  额定牵引力:10kN;钢丝绳直径:φ12.5mm;平均绳速:12.6~62m/min;

  容绳量:400m;电动机功率:11.4kW

  专用人车巷和胶带巷架空乘人装置(摘挂式)选用SR-40J型,参数如下:

  主电机功率:37kW;运行速度:1.0m/s;主绳轮直径:1200mm

  四、矿井车辆配备

  矿井矿车数量及技术参数均可满足本次延深设计使用要求,不再对矿车进行选型和增加。

  第五章 采区布置及装备

  第一节 采煤方法

  一、采煤方法的选择

  采煤方法结合煤层厚度平均2.51m,及顶底板开采条件,选择长壁工作面一次采全高综合机械化采煤方法。

  二、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型

  工作面回采方向为后退式回采,采煤机在工作面长壁双向自开缺口,截煤装煤,刮板输送机运煤,综采工作面的采、装、运、支工序全部机械化。

  工作面主要采煤设备选择原则:

  (1)15号煤层顶板为K2灰岩、厚度大、硬度高、属于坚硬顶板,底板为泥岩属于较软底板,需对工作面液压支架进行专项设计。

  (2)根据一个工作面生产能力为0.9Mt/a,并结合该矿现有设备使用情况,对工作面采煤设备及配套进行设计。

  工作面主要采煤设备初步选择如下:

  MG250/600—WD1双滚筒采煤机,

  SGZ—764/400型刮板输送机,

  SZB764/132/1140型转载机,

  PCM1000/110/1140型破碎机,

  工作面顺槽装备SSJ1080/160/660型胶带输送机。

  2、支护强度验算

  按8倍采高的上覆岩层所需支护强度计算:

  P1=8HRg

  =8×2.48×2.7×9.8

  =0.525(MPa)

  式中:P1——按8倍采高计算所需要的支护强度,单位MPa。

  H——采高取2.48m。

  R——顶板岩石容重2.7t/m3。

  g——取重力常数为9.8。

  ZZ6900-17/32型支架的支护强度0.92~1.0MPa大于0.525MPa。

  同时,ZZ6900-17/32型支架对底板的比压为1.9MPa,根据王台铺矿15号煤层实测数据,工作面煤层底板的容许抗压强度为11.4MPa,底板抗压强度大于支架对底板的比压,可见支架支护强度能满足要求。

  3、支架工作阻力验算

  工作面支架工作阻力计算如下:

  F=8HRgS

  =8×2.48×2.7×9.8×8.64

  =4536 (KN)

  式中F—ZZ6000-17/32型支架所需要的工作阻力,单位KN。

  H、R、g—意义同上。

  S—表示ZZ6000-17/32型支架最大支护面积,为8.64m2。

  S=L长×L宽=5.76×1.5=8.64m2。

  L长—支架最大控顶距,为5.76m。

  L宽—支架的宽度,为1.5m。

  ZZ6000-17/32型支架的额定工作阻力为6900KN,大于计算值4536KN,可见支架支护工作阻力能满足要求。

  4、支架初撑力验算

  初撑力在支架参数中具有重要地位,提高支架初撑力可以减少顶板离层,增强顶板自身强度,增加顶板的稳定性;提高支架对机道顶板的支撑能力,减少工作面顶板端面破碎度及煤壁片帮;压实顶梁上及底座下浮矸,提高支撑系统刚度;充分利用支架额定支撑能力,减少顶板相对移近量。

  工作面顶板属坚硬顶板,取工作阻力的80%为支架初撑力,初撑力计算如下:

  F′= 80%F

  =80%×4536

  =3629(KN)

  式中:

  F′—支架所需初撑力,单位N。

  F—支架所需的工作阻力,单位N。

  P0=F′/4S′=3629÷(4×0.047755475)=19.0(MPa)

  式中:

  F′—支架所需初撑力,单位N。

  S′—支架立柱活塞断面积,为0.047755475m2。

  P0—所需的乳化液压强,单位MPa。

  Pb1= P0÷80%=19.0÷80%=23.8(MPa)

  Pb=31.5(MPa)

  Pb > Pb1

  式中:

  Pb1 —支架所需泵站供液压力。

  80%—泵站供液有效压力(除去管路损失率)

  Pb——泵站供液压力设定为31.5MPa。

  通过上式计算,可见泵站设定供液压力能够满足支架需要。

  综上所述可见所用支架能满足工作面支护的需要。

  5、工作面超前支护

  进、回风顺槽20m范围内实施超前支护,采用DZ28—25/100型单体液压支柱加柱冒,柱冒规格300mm×200 mm×60 mm。

  进风顺槽超前支护:人行道侧距离煤柱1000mm处支设一排;非行人侧距离巷帮600mm支设一排。遇破碎机、转载机电机减速器影响时紧靠其外侧打戴帽点柱进行支护。柱距均为1000mm,单体柱要成排成行,直线度误差不超过30mm,且采取麻绳连锁防倒。

  回风顺槽超前支护:距离工作面侧巷帮1000mm处支设一排,柱距1000mm;距离煤柱侧巷帮1000mm处支设一排单体柱,柱距1000mm,单体柱要成排成行,直线度误差不超过30mm,且采取麻绳连锁防倒。

  第二节 盘区布置

  一、盘区数目、位置及工作面生产能力

  15号煤开拓延投产盘区为:中部的一、二盘区,盘区生产能力0.9Mt/a。达产时共布置2个盘区(一、二盘区)、2个综采长壁工作面,生产能力1.8Mt/a。

  见图5-2-1《首采盘区巷道布置及主要机械设备配备图》和图5-2-2《一盘区巷道布置及主要机械设备配备图》。

  二、首采盘区尺寸及巷道布置

  1、盘区尺寸

  盘区尺寸的确定取决于地质构造条件、煤层开采技术条件、盘区内采煤和运输装备。

  结合本次设计的采煤方法和开拓方式、盘区划分等因素,一、二盘区特征见表5-2-1。

  2、巷道布置

  根据设计确定的开拓方式和各盘区巷道布置,采用盘区大巷两翼(或单翼)直接布置工作面,条带式开采。

  盘区大巷沿15号煤层顶板掘进,采用三巷布置,即盘区轨道巷、盘区胶带巷、盘区专用回风巷,巷道间距30m,其中胶带巷位于轨道巷和回风巷中间。

  盘区巷断面为矩形,支护方式为锚、网、喷支护,锚索加强。

  3、盘区车场及硐室

  本井田煤层赋存平缓,大巷条带式开采。辅助运输采用无极绳连续牵引车和小绞车配合方式,材料、设备等从井底车场直接运往采、掘工作面等各使用地点。主运输使用胶带机搭接连续运输方式,故,各盘区不设盘区车场。

  在各盘区内设盘区变电所、盘区水泵房及水仓。

  4、盘区主要设备及通风、排水系统

  (1)煤炭运输方式:

  工作面煤炭由顺槽胶带直接转运至盘区大巷胶带输送机上,无中间环节。盘区大巷固定式胶带输送机选型参见第四章节中相关内容。

  (2)辅助运输方式:

  盘区内辅助运输采用无极绳连续牵引车,转载环节少,效率高,适应性强,能适应底板起伏不平的巷道。盘区轨道巷无极绳连续牵引车选型参见第四章节中相关内容。

  (3)盘区通风系统:

  新鲜风流由上仓胶带暗斜井、材料暗斜井、轨道联络巷→盘区胶带进风巷、盘区轨道进风巷→工作面胶带、轨道进风顺槽→工作面。

  乏风由回风顺槽→盘区回风巷→总回风巷一、一号主、辅回风立井。

  综掘工作面配备局扇和抽出式湿式除尘风机,采用压入式通风方式。

  (4)盘区排水系统:

  二盘区在工作面尾部设有盘区水仓、泵房,水仓总容量为800m3,工作面水由工作面泄水巷流入水仓,通过管路,经过材料暗斜井、620大巷,泵送至620水平井底中央水仓,经行人斜井排至地面。

  一盘区在盘区轨道侧设有盘区水仓、泵房,水仓总容量为800m3,涌水由巷道水沟流入水仓,通过管路,经过材料暗斜井、695大巷,泵送至695水平井底中央水仓,经副斜井排至地面。

  掘进工作面低洼处均设置了小水泵,如有积水应做水窝将水排出;盘区大巷低洼处也要采取同样的方法处理大巷积水问题。

  第三节 采煤工作面布置

  一、采煤工作面参数

  1、工作面尺寸与生产能力的确定:

  15号煤生产按一个盘区一面模式设计。结合井田开拓方式布置,工作面长度设计为180m,顺槽设计长度平均为1000m,工作面可采煤量为0.660Mt。

  2、顺槽条数及布置方式

  工作面顺槽采用两进一回三条顺槽布置,其中保留利用最外侧的顺槽作为下一个相邻工作面的进风顺槽,工作面通风方式采用“W”型通风方式,即:一侧为1条胶带机进风顺槽,另一侧为1条轨道进风顺槽和1条回风顺槽。

  靠盘区回风巷一侧工作面,胶带顺槽布置风桥跨回风巷后,与胶带大巷相搭接。轨道顺槽通过风桥与盘区轨道巷连接。回风顺槽直接与回风巷连接。

  靠盘区轨道巷一侧工作面,胶带顺槽不做风桥,与轨道巷平交,通过底沟溜过盘区轨道巷后,与盘区胶带巷相搭接。轨道顺槽直接与盘区轨道巷连接。回风顺槽布置风桥跨轨道巷、胶带巷与回风巷连接。

  工作面及顺槽断面设计为矩形,支护方式为锚网支护,锚索加强支护。在胶带运输顺槽内铺设临时轨道,用来放置移动变电站、喷雾泵站、乳化液泵站、开关柜、电缆等设备列车。

  工作面设计断面技术特征、支护参数,详见附图《巷道断面图册》。

  3、工作面生产能力

  工作面按四六制作业方式组织,三班生产,一班检修,年工作日按330天生产计算。

  根据工作面长度180m,采煤机平均速度5.0m/min,开机率50%,循环率按85%考虑,每班可割煤3刀。

  生产能力按下式计算为:

  Q=330×3×(2.48×180×0.6×3×1.46×0.85×0.95) ×10-4=93.78万t/a

  330——年生产工作日(d)

  3 ——日生产班数(班)

  2.48——15号煤工作面采高(m)

  180——工作面长度(m)

  0.6——采煤机截深(m)

  3——每班割煤的刀数

  1.46——15号煤容重(t / m3)

  0.85——工作面正规循环率

  0.95——工作面回采率

  可见,15号煤一个综采工作面可满足0.9Mt/a盘区生产能力。

  矿井达到1.8Mt/a生产能力时,需要布置两个盘区两个综采工作面。

  工作面日进度为4.6m,月进度为138m,年进度为1518m。

  工作面接替顺序:原则上由近向远依次开采。

  首采工作面:中部二盘区XV2307工作面;中部一盘区XV1301工作面。

  二、采区及工作面的回采率

  根据设计布置,以及15号煤层厚度为中厚煤层和综采采煤方法等因素,盘区回采率为80%,工作面回采率95%。

  三、移交生产时工作面的主要技术特征指标

  第四节 巷道掘进

  一、移交生产和达到设计能力时掘进面数量:

  15号煤生产期间,主要为盘区和工作面巷道的掘进,巷道均沿15号煤层顶板,全煤巷掘进,煤层高度不够的巷道进行起底。

  根据矿井产量,15号煤一个盘区综采工作面年推进度最大为1518m。

  根据盘区工作面布置,工作面平均长度180m,顺槽平均长度1000m,横川数量20个,则一个工作面回采期为217天,一个工作面回采巷道量为2800m(包括推进顺槽、横川、切眼及停采线内顺槽长度)。

  矿井正常生产期间,满足工作面衔接布置,需完成的盘区准备巷道工程为250m×3条=750m。

  则,在217天内,每个盘区掘进进尺达到3550m后,即可保证工作面正常衔接。

  本设计掘进工艺按煤巷综掘,月正常掘进进尺按450m/月计算,考虑掘进期间综掘机的开口、搬家、安装、检修等因素,综合掘进进尺按正常掘进进尺的80%计算,月进尺为360m,日进尺12m/天。

  结合双巷布置的掘进工艺特点,设计配置2个综掘工作面掘进, 217天可掘进进尺5208m,大于工作面衔接需要的3550m,完全可以保证工作面正常衔接。

  按年工作日330天计算,两个综掘面年最大掘进进尺为7920m。

  年掘进煤量计算:

  顺槽掘进断面平均按:4.7×2.6=12.2㎡计算,

  Q掘 = 7920m×12.2㎡×1.46t/m3 = 14万t

  由于本次开拓延深后,巷道工程大多为煤巷工程,设计不配置普掘队。少量的岩巷工程、巷道风桥等施工,由综掘队完成。

  综上所述,每个盘区需配置两个综掘工作面,达到矿井设计生产能力,两个盘区同时生产时,共配置4个综掘工作面。

  二、掘进机械设备配备

  综掘机主要技术特征如下:

  型号AM-50,接地比压0.13Mpa,切割煤岩强度≤70Mpa,掘进断面6~18.1㎡,最大掘进高度4m,最大掘进宽度4.8m,适应巷道坡度16度,总功率174kW,电压等级660/1140v,外形尺寸7.5×2.1×1.65m,重量26.8t。后配套运输设备为:SSJ80/2×40胶带输送机。

  综掘面主要机械设备配置,参见附图《首采盘区巷道布置及主要机械设备配置图》。

  三、巷道断面及支护方式

  1、盘区巷道

  盘区胶带巷断面为矩形,净高2500mm,净宽4800mm,净断面12.00m2。盘区轨道巷、盘区回风巷断面为矩形,净高2500mm,净宽4400mm,净断面11.00m2。巷道采用锚、网、喷支护,并进行锚索补强。

  (1)顶板支护

  锚杆形式和规格:采用杆体为Ø18左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆,长度2000mm,杆尾螺纹为M20,型号为Ø18—M20—2000。

  锚固方式:树脂加长锚固,采用两支锚固剂,一支规格为K2335,另一支规格为Z2360,钻孔直径为28mm,锚固长度为1300mm。

  托板:采用拱型高强度托盘。

  锚杆角度:靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与垂直线成30度角,其余与顶板垂直。

  网片规格:采用50×50mm,4.5×1.1m菱形金属网护顶。

  锚杆布置:排距为1000mm,每排5根,间距为900mm。

  锚索:采用Ø15.24mm的单根钢绞线,长度6000mm,加长锚固,采用三支锚固剂,一支规格为K2335,两支规格为Z2360。锚索每3m居中布置一根。

  (2)帮部支护

  锚杆形式和规格:帮锚杆采用Ø18—M20—1800圆钢锚杆。

  锚固方式:树脂端部锚固,采用一支锚固剂,规格为Z2360,锚固长度960mm,钻孔直径为28mm。

  锚杆角度:靠近顶板的巷帮锚杆安设角度为与水平成向上10度角,靠近底板的巷帮锚杆安设角度为与水平成向下10度角。

  网片规格:采用50×50mm,1.7×1.1m菱形金属网护帮。

  锚杆布置:排距为1000mm,每帮一排2根,间距为1000mm,起锚高度1000mm,最靠近帮上的一根帮锚杆距顶600mm。

  (3)喷射混凝土

  厚度100mm,设计强度等级为C15。

  2、工作面巷道

  工作面顺槽设计为矩形断面,净宽4400m,净高2500mm,净断面11.0m2。巷道采用树脂加长锚固锚杆组合支护系统,并进行锚索补强。

  (1)顶板支护

  锚杆形式和规格:采用杆体为Ø18左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆,长度2000mm,杆尾螺纹为M20,型号为Ø18—M20—2000。

  锚固方式:树脂加长锚固,采用两支锚固剂,一支规格为K2335,另一支规格为Z2360,钻孔直径为28mm,锚固长度为1300mm。

  钢筋托梁规格:采用Ø14mm的钢筋焊接而成,宽度为100mm,钢筋托梁长度4200mm,型号Ø14—4200—100—5。

  托板:采用拱型高强度托盘。

  锚杆角度:靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与垂直线成30度角,其余与顶板垂直。

  网片规格:采用50×50mm,5.0×1.1m菱形金属网护顶。

  锚杆布置:排距为1000mm,每排5根,间距为1000mm,最靠近帮上的一根顶锚杆距巷帮300mm。

  锚索:采用Ø15.24mm的单根钢绞线,长度6000mm,加长锚固,采用三支锚固剂,一支规格为K2335,两支规格为Z2360。锚索每3m居中布置一根。

  (2)帮部支护

  锚杆形式和规格:帮锚杆采用Ø18—M20—1800圆钢锚杆。

  锚固方式:树脂端部锚固,采用一支锚固剂,规格为Z2360,锚固长度960mm,钻孔直径为28mm。

  锚杆角度:靠近顶板的巷帮锚杆安设角度为与水平成向上10度角,靠近底板的巷帮锚杆安设角度为与水平成向下10度角。

  网片规格:采用50×50mm,1.7×1.1m菱形金属网护帮。

  锚杆布置:排距为1000mm,每帮一排2根,间距为1000mm,起锚高度1000mm,最靠近帮上的一根帮锚杆距顶600mm。

  四、移交生产时的井巷工程量

  二、一盘区首采工作面移交生产时的开拓延深工程量为:长度22204.6m,掘进体积259506.4m3。

  见表5—3—1《15号煤开拓延深井巷工程量统计表》

  表5-3-1 15号煤开拓延深井巷工程量统计表

  第六章 通风与安全

  第一节 概 况

  一、瓦斯

  本矿自建井以来,根据历年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量的测试和鉴定情况看,属低瓦斯矿井。

  相邻的凤凰山矿于2007年11月对15号煤层的瓦斯含量进行了测定,测定结果为:原煤瓦斯含量4.15m3/t,其中N2占18.99%,CH4占48.27%,CO2占32.74%,挥发份为4.23%。

  根据《矿井瓦斯涌出量预测方法》(AQ1018—2006),参考相邻凤凰山矿瓦斯含量参数,采用分源预测法进行计算。

  1、回采工作面瓦斯涌出量计算

  

 

  式中:

  q1——开采层瓦斯涌出量,m3/t;

  k1——围岩瓦斯涌出系数,取1.30;

  k2——丢煤瓦斯涌出系数,回采率为95%,k2=1/C′=1/0.95=1.05;

  k3——准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数,

  k3=(L-2h)/L,L为回采工作面长度180m,h为掘进巷道瓦斯预排等值宽度,对于无烟煤h=10m,经计算k3=(180-2×10)/180=0.89;

  m——开采层厚度,m,取2.51m。

  M——工作面采高,m,取2.48m。

  Wo——煤层原始瓦斯含量,取4.15×48.27%=2.00 m3/t。

  Wc——煤层残存瓦斯含量,取0 m3/t。

  经计算: q1=2.43m3/t

  (2)邻近层相对瓦斯涌出量q2

  q2=Σ(Woi-Wci).mi/M.ηi

  q2——邻近层相对瓦斯涌出量,m3/t;

  mi——第i个邻近层煤层厚度,m;

  M——工作面采高,m;取2.48m;

  ηi——第i个邻近层瓦斯排放率,ηi=1-28/70=0.60

  Woi——第i个邻近层煤层原始瓦斯含量,m3/t,由于无实测资料,参考15号煤层残存瓦斯含量。

  Wci——第i个邻近层煤层残存瓦斯含量,m3/t,由于无实测资料,参考15号煤层残存瓦斯含量。

  瓦斯排放影响范围上邻近层为70 m,下邻近层为35m。根据地质资料,由于上覆3号煤层距离15号煤层远(80m),且已经采空,预计不会向15号煤层工作面及采空区释放瓦斯。向15号煤层释放瓦斯只有上邻近层残余的9号煤层,9号煤层到15号煤层距离28m,9号煤层平均厚度为mi=1.52m;15号煤层平均厚度mc=2.51m。

  q2=0.73 m3/t

  (3) 回采工作面瓦斯涌出量计算结果:

  q采=3.16m3/t

  故,工作面开采时的瓦斯相对涌出量为3.16m3/t。

  2、综掘工作面瓦斯涌出量计算

  (1)掘进巷道煤壁瓦斯涌出量q3

  q3=D·V·qo·〔2(L/V)0.5-1〕

  式中:

  D——巷道断面内暴露煤壁面的周边长度,按顺槽巷道计算D=4.66m;

  V——综掘按顺槽掘进速度500m/y计算V=0.01157m/min;

  L——掘进巷道长度,2000m(按最长的顺槽巷道计算);

  qo——掘进煤壁瓦斯涌出初速度,m3/m2·min;

  qo=0.026×(0.0004Vdaf2+0.16)Wo

  =0.018(m3/m2·min) 式中:Vdaf——15号煤层原煤挥发份含量,4.23%;

  综掘面q3=0.806 m3/min

  (2)掘进工作面落煤瓦斯涌出量q4

  q4=S·γ·V·(Wo-Wc)

  式中:

  S——掘进巷道断面,按顺槽巷道计算S=12m2;

  γ——15号煤的视密度1.46t/m3。

  综掘面q4=0.405 m3/min

  (3)综掘工作面瓦斯涌出量

  Q综掘=(q3+q4)×2=1.211×2=2.422m3/min

  每个盘区按两个综掘时,掘进面瓦斯涌出量为2.422m3/min。

  3、盘区瓦斯涌出量计算

  q区=K区·(Σq采i·Ai+1440Σq掘i)/Ao

  式中:

  K采——采区内采空区瓦斯涌出系数,取1.20;

  Ai·q回i——第i个回采工作面设计日产量及相对瓦斯涌出量,t,m3/t;

  q掘i——第i个掘进工作面瓦斯涌出量,m3/min;

  AO——采区内平均日产量,t。

  一个盘区内布置一个综采工作面、两个综掘工作面保证盘区0.90Mt/a的设计生产能力和正常生产接替。

  则q采=1.20×(3.16×900000÷330+1440×2.422)÷2727

  =5.33 m3/t.d

  4、矿井瓦斯涌出量计算

  q井=K" Σq区i·Aoi/ΣAoi

  式中:

  q井——矿井相对瓦斯涌出量,m3/t;

  q采i——第i个生产采区相对瓦斯涌出量,m3/t;

  Aoi——第i个生产采区平均日产量,t;

  K" ——已采采空区瓦斯涌出系数,取1.15。

  按照矿井15号煤水平延深改建设计,矿井达产时共布置两个盘区,每个盘区生产能力为0.9Mt/a,满足矿井1.80Mt/a的设计生产能力。

  则q矿=6.13m3/t

  根据上述计算结果,矿井生产能力达到1.80 Mt/a时,矿井瓦斯相对涌出量为6.13 m3/ t·d,矿井绝对瓦斯涌出量为23.22 m3/min。

  在回采工作面瓦斯涌出中,开采层相对瓦斯涌出量为2.43 m3/t.d,占工作面总涌出量的77%,邻近层相对瓦斯涌出量为0.73 m3/t.d,占工作面总涌出量的23%。

  根据上面分析,王台铺矿15号煤层开采时瓦斯涌出量大部分来自于开采层,少部分来自上覆残余9号煤层,矿井为低瓦斯矿井。

  二、煤 尘

  2007年9月,王台铺矿采取15号煤层样,委托煤炭科学研究总院重庆研究院进行了煤尘爆炸性试验,试验结果为:火焰长度为0mm,加岩纷量0,煤尘无爆炸危险性。

  三、煤的自燃倾向性

  同时,王台铺矿委托煤炭科学研究总院重庆研究院对15号煤尘自燃倾向性进行了试验,鉴定结果自燃倾向等级为Ⅰ级,为容易自燃煤层。

  四、地温、地压

  据王台铺矿开采3、9号煤层情况,井下温度冬季在12℃左右,夏季在16℃左右。15号煤采深最大为287.85m,一般在130-240m左右,按地温梯度每百米增高3℃,考虑最高不超过20℃,对井下生产影响不大。

  井田内15号煤层最大埋深小于300m,根据3、9号煤层开采情况,地压对15号煤层开采不会带来大的影响。

  第二节 矿井通风

  一、通风方式和通风系统的选择及其依据

  王台铺矿15号煤层设计生产能力为1.8Mt/a,每个盘区设计生产能力为0.9Mt/a。

  矿井通风方法为机械抽出式通风,通风方式前期为中央并列式式通风。

  本矿井达产时,直接通向地面的井筒有6个,其中4个为进风井,2个为回风立井。其中:主斜井、行人斜井、副斜井、排矸斜井、一号主、辅回风立井服务于整个矿井15号煤开采,一号主、辅回风立井为并列运行风井。

  矿井生产后期,在井田北翼、南翼各增加一个风井兼安全出口。

  选用上述通风方式和通风系统具有如下优点:

  1. 充分考虑了矿井的开拓方式、巷道布置和15号煤层采掘配置。

  2. 通风系统简单,风流稳定并易于管理。

  3. 矿井生产后期,在南北两翼增设风井及安全出口,可减少通风线路、减小矿井通风阻力,便于管理,有利于安全生产。

  二、采掘面及硐室通风

  矿井15号煤划分为四个盘区,中部布置两个盘区,南、北两翼各布置一个盘区,每个盘区布置一个长壁综采工作面,两个综掘工作面。根据盘区巷道布置和采煤方法,回采面和掘进面均为独立通风系统。

  工作面设计通风采用二进一回,W型通风方式,新鲜风流由胶带、轨道进风顺槽进入工作面,乏风由回风顺槽排至盘区回风巷。

  综掘工作面选用压入式通风方式,局扇选用FD—1№5/2×15kW,380/660V对旋式局部通风机,该风机额定风量370~220m3/min,800~4700Pa。靠工作面选用湿式除尘风机SCF—6最大除尘能力18㎏/h,最大处理风量2.4 m3/s,最高静压1.6kPa,电机功率18.5kW。

  独立通风的硐室为盘区变电所,设专用回风道至总回风巷,实行独立通风。其它机电硐室、辅助硐室均采用进风流并联通风方式。

  三、风量计算及依据

  本次设计对15号煤层达到生产能力(实现1.8Mt/a)时,矿井所需风量进行计算。

  1、按井下同时工作的最多人数计算

  Q矿井=4×N×K

  式中:Q矿井——矿井需风量;

  N——矿井同时工作最多人数(交接班时间);400人

  4——每人每分钟供风标准;m3/min

  K——矿井通风系数,取1.25;

  Q矿井=4×400×1.25=2000m3/min

  2、根据矿井内实际用风地点的产量、瓦斯涌出量、分别计算风量

  (1)采煤工作面

  ①按工作面瓦斯涌出量计算

  Q采=100 Q绝K采=100× 5.98×1.6=957m3/min

  式中Q采—回采工作面风量m3/min;

  Q绝—回采工作面绝对瓦斯涌出量m3/min,

  Q绝=3.16×2727÷1440=5.98m3/min;

  K采—回采工作面瓦斯涌出不均匀系数,取1.6。

  ②按工作面温度计算:

  Q采=60×S·V·K采=60×10.97×1.0×1.2=790m3/min

  S——工作面有效断面积:

  S=1/2(L大+L小)HK1=1/2(5.76+5.17)×2.48×0.80=10.84

  V——工作面温度15℃~20℃,风速,取1.0m/s

  K采——回采工作面通风系数,取1.2

  K1——工作面有效通风断面系数,取0.8

  ③按工作面最多工作人数计算:

  Q采=4×N×K

  式中:Q采——掘进工作面需风量;m3/min

  N——工作面交接班期最多人数;40人

  4——每人每分钟供风标准;m3/min

  K——矿井通风系数,取1.25;

  Q掘=4×40×1.25=200 m3/min

  根据以上计算,工作面配风量需大于957m3/min。

  工作面配风量取1080 m3/min

  ④按风速验算:

  15×Sc≤Q采≤240×Sc:

  165m3/ min≤10800 m3/min≤2633m3/min,

  符合要求。

  ⑤准备工作面

  按工作面配风量的1/2计,配风量为540m3/min,巷道风速0.82m/s。

  ⑥工作面总用风量

  按两个盘区、两个生产工作面、两个准备工作面计算:

  ∑Q采=(1080m3/ min +540m3/ min)×2 =3240m3/ min =54 m3/ s

  (2)、掘进工作面风量

  ① 按掘进面最多工作人数计算

  Q掘=4×N×K

  式中:Q掘——掘进工作面需风量;m3/min

  N——工作面交接班时最多人数;20人

  4——每人每分钟供风标准;m3/min

  K——矿井通风系数,取1.25;

  Q掘=4×20×1.25=100 m3/min

  ② 按瓦斯涌出量计算

  Q掘=100×q掘×K掘通

  式中:Q掘———单个掘进工作面需风量,m3/min;

  q掘------掘进工作面回风流中瓦斯绝对涌出量,取1.211m3/min;

  K掘通———瓦斯涌出不均衡系数,取1.8;

  Q掘=100×1.211×1.8=218 m3/min;

  ③ 按局扇实际需风量计算需要风量

  综掘工作面选用1台2×15Kw的对旋式局扇,采用单巷掘进,压入式通风方式。

  Q掘=n ×Q扇+15×S

  式中:Q掘——安装局扇地点巷道的需风量,m3/min

  Q扇——局部通风机实际吸风量,为300 m3/min。

  n——掘进工作面同时通风的局部通风机台数,取1;

  S——巷道断面,取11.3 m2;

  Q掘=1×300+15×11.3=470 m3/min

  根据上述计算,综掘面配风量需大于470 m3/min,(7.8 m3/s)。

  取540 m3/min(9 m3/s)。

  ④ 按风速验算: 0.25×Sj≤Q掘≤4×Sj:

  2.83 m3/s≤9m3/s≤45.2 m3/s,符合要求。

  ⑤掘进面总风量:

  两个盘区共布置四个综掘面。

  矿井掘进面风量共计:∑Q掘进=4×9m3/s=36m3/s。

  (3)、盘区硐室通风计算

  独立通风的硐室为爆破材料库1个,盘区变电所2个,每个硐室风量均为:120m3/min,(2m3/s),则

  ΣQ硐=3×120=360m3/min=6m3/s

  (4)、其它巷道通风计算

  其它巷道通风按采掘配风的5%进行估算:

  ∑Q其它=(∑Q采+∑Q掘+ΣQ硐)×K=(54+36+6)×5%=4.8m3/s

  (5)矿井风量总计为

  Q总=(∑Q回采+ ∑Q掘进+∑Q硐室+∑Q其它)×K

  =(54+36+6+4.8)×1.2=120m3/s=7200m3/min

  (6)各用风地点的风量配置如下

  二个回采工作面:18m3/s×2= 36m3/s(各工作面18 m3/s)

  二个准备工作面:9m3/s×2= 18m3/s(各工作面9 m3/s)

  四个综掘面:9 m3/s ×4= 36m3/s(各掘进头9 m3/s)

  3个独立通风硐室: 2 m3/s ×3 = 6 m3/s

  其它用风:24 m3/s

  矿井总风量120 m3/s。

  3、风压及等积孔

  ① 通风负压

  通风摩擦阻力按h摩= S3(α·L·P·Q2),并考虑15%的局部摩擦阻力计算。

  经计算,风井通风负压为:1085.19~1561.79Pa。

  负压计算见表6—2—1《通风容易时期负压计算表》;6—2—2《通风困难时期负压计算表》。

  见图6—2—1《通风容易时期通风系统平面图》;6—2—2《通风困难时期通风系统平面图》。

  ② 等积孔

  从通风等积孔可以看出,矿井属通风容易矿井,即小阻力矿井。

  第三节 灾害预防及安全装备

  一、 预防瓦斯及煤尘爆炸措施

  本矿井为低瓦斯矿井,且无煤尘爆炸危险性。 15号煤层采用盘区暗斜井开拓延深方式,主要大巷和工作面顺槽均布置在15号煤层中。当矿井在建设和生产中,接近或揭露煤层后,掘进和采煤过程中,将受到瓦斯涌出的影响,其影响严重程度依次为采煤、掘进和煤层巷道,因此,设计采取的措施主要是在巷道布置及通风方面。

  为保证矿井在生产中稳产、高产,满足各作业地点有足够的风量,并使巷道内有合适的风速,防止生产过程中瓦斯浓度超限,通风是防止瓦斯积聚的行之有效的方法,矿井通风必须做到有效、稳定和连续不断,使采掘工作面和生产巷道中瓦斯浓度符合《煤矿安全》规定要求,为此,矿井采用一区、一面集中生产,合理配风,尽可能地减少头面和辅助巷道用风。

  在盘区巷道布置上主要大巷采用胶带进风巷、轨道进风巷,专用回风巷,三条大巷均布置在15号煤层中,且为防止煤层自燃、风化和瓦斯涌出,主要巷道均采用锚喷支护,用喷射混凝土封闭巷道周围;回采工作面全部布置3条顺槽,采用2进1回通风方式,保证工作面回采所需的风量及上隅角、采空区瓦斯的排放,有利于降低工作面上隅角及回风巷瓦斯浓度;井下所有通风设施均按设计要求设置在稳定的巷道及围岩中,使矿井形成一个稳定、可靠的通风系统。

  二、预防井下火灾措施

  本矿井所采15号煤层属容易自燃煤层,同时外因也有可能引发井下火灾。因此,井下防灭火需坚持以预防为主,综合治理的原则,本次设计采用了综合预防煤层开采过程中发生火灾的措施。

  1、防止工作面采空区遗留浮煤自然发火措施为喷射阻化剂。在回采工作面胶带、轨道顺槽各配备一台WJ—24型阻化剂发射泵,主要技术参数为:压力2~3Pa;最大射程715m;流量2.4m3/h,吸水高度≤5m;防爆电机功率2.2Kw;电压380/660v,外型尺寸1500×490×600(mm)。阻化剂采用10%氯化钙或15%氯化镁配比溶液。

  采空区喷洒工作安排在每班放顶前进行,从工作面上、下端头处两枪相向喷洒,在工作面中相遇喷洒完毕。向采空区喷洒阻化剂一次喷洒量按下式计算:

  

 

  =1.2×0.9×180×1.8×0.1×0.058÷1.05

  =1.94(m3)

  式中:V——工作面一次喷洒阻化剂量,m3;

  K1——易自燃部位喷药加量系数,取1.2;

  K2——单位体积散煤重量,0.9t/m3;

  L——工作面长度,180m;

  S——一次喷洒宽度,按每班循环进度计算,取1.8m;

  h1——浮煤厚度,0.1m;

  A1——吨煤吸液量,0.058t/t;

  g——阻化剂容量,取1.05t/m3

  喷洒阻化剂随回采班进行,同时要求矿方要定期检测阻化剂阻化率及时调整阻化剂配比及材料,以适应煤层阻隔燃要求。

  2、开拓开采方面的措施

  ① 主要开拓巷道、盘区巷道、硐室工程均采用锚喷支护,封闭煤体。工作面顺槽选用锚杆不燃性材料联合支护。工作面选用综采工艺,金属支架支护。当回采工作面回采结束后,立即将顺槽密闭。另外,对于废弃的巷道和盲巷要及时封闭。

  ② 工作面采用综合机械化一次采全高后退式开采,减少工作面丢煤。

  ③ 采煤工作面采至停采线时,必须采取措施使顶板冒落严实。

  3、通风方面的措施

  工作面为后退式回采,减少了采空区漏风。调节风门、风门、风墙和风桥等通风设施,设置在围岩坚固、稳定的煤柱内,避免引起采空区或附近煤柱裂隙使漏风的增大。

  4、监测方面的措施

  矿井生产过程中,根据工作面的实际回采情况,要加强防火监测工作,按自燃煤层监测标准配齐CO监测传感器,配备氧气测量报警仪、多种气体检定器、人工巡回检测气体成份,防患于未然。

  5、煤层注水措施

  在工作面回采过程中,实施工作面预注水,增加煤体内水分。

  6、井下机电设备硐室防火措施

  井下主要机电设备硐室,如中央水泵房、变电所的通道内均装设了防火栅栏两用门。上述设备硐室及通道,与之相连接的井底车场巷道,盘区大巷、煤仓上下口装卸载硐室的支护设计均选用混凝土或锚喷支护。

  7、井下电气设备的防火措施

  井下电气设备选型均按照矿用隔爆型选择,电气设备不得超负荷运行,操作电气设备执行《煤矿安全规程》第446条的规定。井下严禁带电检修、搬迁电气设备。

  井下电缆全部选用矿用阻燃型,符合MT818标准的橡套软电缆。除手持式或移动式设备的电缆外,其它电缆均采用在巷道壁或巷道顶板用电缆挂架敷设的方法。

  井下供配电装置均有完善的短路、过载、断相保护,配备安全监控设施,使电气设备常处于安全运行状态。

  8、胶带输送机防火措施

  暗斜井及大巷胶带采用阻燃抗静电胶带,带式输送机及各种电气元器件均为隔爆型,滚筒、衬垫及非金属材料均要抗静电及阻燃,并设置安全规程规定的所有保护装置。

  在胶带输送机头设自动洒水、灭火装置,水源取自井下消防、洒水供水系统。设置多孔喷雾装置,配备25m胶管、灭火器材、0.2m3的沙箱及消防锹。

  井下巷道固定照明选用DGG型矿用节能荧光灯具,以保证巷道有充足的照明,从而在输送机发生事故时能够有效施救。

  9、井下消防洒水系统

  井下消防与洒水共用管路,按《煤炭工业矿井设计规范》和《煤矿安全规程》要求,井下消防洒水管道布置到所有的采掘工作面、溜煤眼、运输机转载点、回采工作面的回风道和运输巷。供水主管为管径D108 mm的钢管,按规定胶带机巷每50m设1处支管和阀门,其它巷道每100m设1处支管和阀门。井下消防洒水管网在各主要硐室的通道口均设有消火栓,硐室内均配置消防器材。

  在每个盘区暗斜井井底车场附近巷道内布置井下消防材料库,并配备了足够的防灭火材料和用具,配备了装好消防材料和器材的矿车3个。

  三、粉尘的综合防治

  本矿井15号煤没有煤尘爆炸危险性。故井下不考虑设置防止煤尘爆炸的工程设施。

  (一)综合防治措施

  1. 采掘工作面配备了喷雾洒水降尘管路系统,降低工作面粉尘。

  2. 采掘面要采取采掘机器截煤喷雾、液压支架移架喷雾、普掘面湿式凿岩,放炮喷雾、装岩(煤)洒水、通风除尘等措施,并对工作面人员配备防尘安全帽进行个体防尘。

  3. 井下建立了可靠的消防、降尘洒水系统,在采掘工作面、运煤转载点、煤仓上口等易产生粉尘地点设置喷雾降尘装置,抑制粉尘飞扬。参见附图《井下消防洒水系统图》。

  4. 在工作面输送机顺槽、回风顺槽及回风大巷中及时监测各巷道风速,严格控制风速超限。

  5. 定期清扫和冲洗巷道周壁,减少粉尘积存。

  6. 井下必须采取严格措施防止明火、电火花、电弧等的产生。

  (二)煤体注水防尘

  1. 注水方式

  工作面煤体注水采用静压注水方式,注水孔沿工作面轨道顺槽一侧布置,利用钻机打注水钻孔,进行单向长钻孔注水,为使注水能充分渗透煤层,且避免与工作面相互干扰,注水需超前工作面60m提前注水。供水水源引自井下消防洒水管道,多孔注水时,只需将每个孔中的主水管通过胶管和阀门联结在供水干管上即可进行注水,如果压力不超过1.0MPa,为了记录每个钻孔的注水量,可在胶管中间安装流量表。

  2. 注水参数

  ⑴ 钻孔直径:Φ75mm。

  ⑵ 钻孔长度:150m。

  ⑶ 钻孔角度:在水平面上垂直煤壁,在垂直面上与煤层倾角相同。

  ⑷ 钻孔间距:10m。

  ⑸ 封孔长度:8m。

  ⑹ 封孔方式:封孔器封孔。

  ⑺ 注水压力为:2450 kPa。

  3、注水量

  (1)钻孔注水量

  Q=LBMγ(W1-W2)K

  式中:Q——单孔注水量,m3;

  L——工作面长度,L=180m;

  B——钻孔间距,B=10m;

  M——煤层厚度,15号煤为2.51m;

  γ——煤的密度,γ=1.46t/m3;

  W1——注水后要求原煤达到的水分,取4%;

  W2——注水前原煤水分,按检验报告取1.97%;

  K——考虑围岩吸收水分、水的损失和注水不均匀系数,取1.8;

  则单孔注水量:

  Q=180×10×2.51×1.46×(4%-1.97%)×1.8=231.1(m3)。

  (2)矿井日注水量

  QH=KG(W1-W2)=1.8×2727×(4%-1.97%)=99.6(m3)。

  QH——矿井日注水量,m3;

  G ——工作面日产量,G=2727 t;

  (3)注水流量

  我国长孔静压注水,注水流量一般取0.001~0.027 m3/h.m,结合本矿井15号煤层特点,取0.02 m3/h.m,则 V= 0.02m3/h.m×150m = 3 m3/h

  (4)钻孔注水时间

  T= Q÷V =231.1 ÷ 3 ≈77(h)

  按上式计算,静压注水每天全日制注水,单孔注水时间为77h,4天可注完单孔总注水量231.1m3。

  根据工作面日推进度4.6m计算,4天推进约20m,故,注水区段取20m,安排2个间距10m的钻孔同时注水,4天注完,每天注水量为144m3。

  4、注水设备

  煤层注水钻机:采用MK—4型钻机施工。

  封孔机:SLB-Ⅱ型水泥砂浆封孔泵1台。

  封孔材料:用水泥、砂、石膏封孔,配料比为1:1:0.2。

  煤层注水设备详见表3—2—1。

  5. 封孔材料

  采用水泥、砂、石膏封孔,配料比为1:1:0.2。

  表3—2—1 煤层注水设备明细表

  四、预防井下水灾的措施

  根据井田水文地质条件和矿井充水因素综合分析(见第一章第二节),井田开采15号煤层矿井水文地质类型应属简单类型。

  (一)在开拓及采掘过程中主要采取以下防治水措施

  1. 在矿井建设和生产期间要进一步加强水文地质勘探工作,进一步摸清水文地质条件,切实掌握水文地质资料及其变化规律,为防治水提供科学依据,做到有针对性的防治。

  2. 对于落差较大的断层要严加控制,开采时要留足煤柱,掘进工作面接近断层时,必须打超前钻孔探水,做到有疑必探,先探后掘,边掘边探,并采取防治水措施。

  3. 在每个工作面顺槽掘进前,要对上部9号煤层采空区积水进行调查,有针对性地向上打钻孔进行放水,采掘工作面顺槽低洼处要布置积水坑,配备排水泵及管路。

  4. 为了防止勘探钻孔沟通第四系和各含水层,在回采(掘进)工作面接近钻孔前,应严格检查封孔质量。对于未完全封闭或封闭不合格的钻孔,应采取相应措施防止通过钻孔导水,涌入井下。

  5. 根据《水文地质规程》、《煤矿安全规程》,要查清小窑、老空区的具体位置、采掘情况、积水情况,圈出积水警戒线,当进入积水警戒线后,必须超前探放水,并在距积水实际边界20m处,停止掘进,进行探放水。

  (二)防水安全煤柱的留设

  按《煤炭工业矿井设计规范》规定,井田边界每侧留设20m。采区边界每侧留设10m。其它小断层、陷落柱煤柱按规程计算留设。工作面顺槽之间煤柱20m。工业广场、村庄、铁路及地面其它建(构)筑物要按《煤炭工业矿井设计规范》规定的等级留设安全煤柱。其中工业场地、风井场地保护等级为一级,地面围护带宽度位20m;其它地面建筑保护等级按2~4级留设,围护带宽度分别为15m、10m、5m。计算安全煤柱时,根据矿井地质报告,参照晋城煤业集团老区的参数,表土层移动角取45°,基岩移动角取72°。

  (三)井下探防水措施

  1. 坚持“有疑必探,先探后掘”的原则。

  2. 在采掘过程中,根据《煤矿防治水工作条例》,对于推测的或不能够实测的小窑采掘位置,在距离推测位置150m处,开始执行“先探后掘”,探测前进。对于实测准确的小窑采掘位置,在距离其60m处,要开始探测前进,避免无计划贯通。

  3. 作业人员必须严格遵守《煤矿安全规程》有关规定及操作规程、作业规程,熟悉井下避灾路线。

  4. 在探放水过程中必须加强瓦斯监测,在打钻地点下风侧配置一个便携式瓦检仪(应悬挂钻孔下风侧1.0~1.5米,距离煤帮0.2~0.5米,与钻孔同高的位置),当瓦斯浓度达到1%时停止打钻,切断电源,撤出打钻地点至前方工作面全风压新鲜风流中,采取措施,使瓦斯浓度降到1%以下时,方可恢复作业。

  5. 钻进操作中,要做好“三看,两听,一及时”,仔细判断孔内情况,“三看”即看给进压力及进尺速度,看泵压表和孔口返水情况,看水接头情况;“两听”即听机器运转声音,听孔内震动声;“一及时”即发现异常情况及时处理。

  6. 若发现工作面有煤岩松软、片帮、透水、突水、来压或钻孔中水压水量突然增大、瓦斯突出、顶钻等异常情况时,必须立即停止钻进,切断电源,但不得拔出钻杆;人员按避灾路线撤出,并向调度室和有关单位汇报,待方案确定后方可进行处理。

  7. 严格按照施工图纸所规定的钻孔位置、方位角、倾角和深度进行施工,确保各参数在允许误差范围内。

  8. 作业过程中,若发现煤层发潮、煤壁挂汗、巷道发冷或出现雾气、有顶板来压和底鼓现象、工作面有害气体增加等水灾事故预兆时,必须立即停止钻进,切断电源,人员按避灾路线撤出,并向调度室和有关单位汇报,待方案确定后方可进行处理。

  (四)排水设施

  盘区设有盘区水仓,水仓有效容量为800 m3。二盘区的矿井涌水由管路经过材料暗斜井、620大巷泵送至620中央水仓,再由水泵通过管路经行人斜井排至地面污水处理站。

  二盘区的矿井涌水由管路经过材料暗斜井、695大巷泵送至695中央水仓,再由水泵通过管路经副斜井排至地面污水处理站。

  局部巷道低洼处设积水坑,由小水泵、管路系统把水导入到巷道水沟中排出。

  每个盘区开采预计正常涌水量为200m3/h,最大涌水量为375 m3/h,盘区水仓可满足4h正常涌水量。

  各中央水仓、盘区水仓均符合《煤矿安全规程》要求,且当一个水仓清理时,另一个水仓要保证正常使用。

  695水平、620水平井底水泵房按《煤矿安全规程》第279条的要求,留有2个出口,一个出口用斜巷通到斜井井筒,出口标高大于井底车场底板标高7m以上,另一出口通到井底车场并在通道内设置易于关闭的既能防水又能防火的密闭门。泵房和水仓的连接通道,应设置可靠的控制闸门。泵房及通道底板高于井底车场底板标高0.5m。

  设计的排水设备及排水管路均符合规程要求。

  综上所述,以上防治水措施和井下排水设施,能够保证矿井安全生产。

  五、井下安全监控设备选型及布置

  (一)监控系统

  本矿已有一套KJ86N型煤矿环境安全监测及生产监控系统。KJ86N监控系统采用CAN总线传输方式,传输接口、总线扩展器、信号转接器、多功能监控器、传感器、光缆和信号电缆等组成。系统可对瓦斯、风速、负压、烟雾、温度、一氧化碳、馈电状态等参数及井下主要风门的开闭状况进行连续监测,对掘进工作面实现风电瓦斯闭锁。

  在综合办公楼内设置信息中心,装设安全生产监控系统主机、大屏幕显示器等设备。

  (二)井下监控设备选型

  井下监控设备必须取得MA标志准用证和防爆合格证。

  井下采用本质安全型煤矿安全监控设备,安全监控设备之间的输入输出信号必须为本质安全型信号。

  安全设备之间必须采用矿用阻燃电缆连接,严禁与调度电话线和动力电缆共用。

  系统必须具备甲烷断电仪和瓦斯风电闭锁装备的全部功能,并且当电网停电后,必须保证正常工作时间不小于2小时。

  为防治雷电通过矿井安全监控系统引起井下瓦斯爆炸,系统必须具有防雷保护,具有断电状态和馈电状态监测、报警、显示、存储和打印报表功能。

  本矿井KJ86N系统符合煤矿安全技术要求,本次设计充分利用该系统设备和元器件,从九号煤+695中央变电所至十五号煤层。

  监控设备的功能、型号及数量

  1. 监测监控KJ86N系统是CAN总线制式。本安电源断电仪与某控制器联接起到“瓦斯—风—电”闭锁作用。

  2. 本安电源兼断电仪:型号KDK-600/18,数量为6个,瓦斯超限自动断电,并传输给中心有关参数。

  3. 信号转换器:型号KJF-Z,数量为2个。

  4. 总线扩展器:型号KJF-U,数量为2个。

  5. 断电仪: 型号KDK-600/18,数量为6个。

  6 多功能监控器: 型号KJF-F,数量为8个。

  7. 甲烷传感器:型号GJC4,数量为8个,具有超限声光报警功能。

  8. 风速传感器:型号KG3088,数量为8个。

  9. 一氧化碳传感器:型号GTW-300/65,数量为14个。

  (三)传输设备及器材选择

  1. 传输设备及器材型号、数量

  巷道干线:MHYVP 2X3.3+2X0.85 矿用信号电缆,1500 m。

  2. 监测设备设置

  监测设备设置的主要地点有:井下机电硐室、泵房、采掘工作面及运输顺槽和回风顺槽、主运输大巷、回风大巷等位置。详细布置见附图《监测监控传感器布置图》。甲烷传感器、一氧化碳传感器、温度传感器应垂直悬挂,距顶板(顶梁)不得大于300mm,距巷道壁不小于200mm。

  ⑴ 回采工作面传感器选型及配置

  传感器类型、位置、数量:

  甲烷传感器采用常规载体催化元件,1~2年后需要更换,该类传感器技术成熟、工作稳定、价格便宜,缺点是使用寿命短。

  工作面顺槽采用“两进一回”,在工作面上隅角设甲烷传感器和一氧化碳传感器各1个,在工作面回风顺槽距回风大巷10m~15m处设1个一氧化碳传感器和1个温度传感器。

  传感器的报警、断电、复电浓度,断电范围:

  上隅角甲烷传感器报警浓度≥1.0%;断电浓度≥1.0%;复电浓度<1.0%。

  断电范围:工作面及回风巷内的全部非本质安全型电气设备。

  上隅角及顺槽口一氧化碳传感器报警浓度为≥0.0024%CO,不参与断电

  顺槽口温度传感器报警值为30℃,不参与断电。

  ⑵ 掘进工作面传感器选型及配置

  传感器类型、位置、数量:

  甲烷传感器仍采用常规载体催化元件,优缺点同上。

  距掘进工作面小于5米处安装1个甲烷传感器;掘进巷道与回风巷相连的巷道口10m~15m处安装1个甲烷传感器。

  甲烷传感器与本安电源兼断电仪设在进风顺槽,实现“瓦斯——风——电”闭锁。

  传感器的报警、断电、复电浓度,断电范围:

  工作面甲烷传感器报警浓度≥1.0%;断电浓度≥1.5%;复电浓度<1.0%。

  断电范围:掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。

  ⑶ 其它地点传感器选型及配置

  ①井下机电硐室

  传感器类型、位置、数量:

  甲烷传感器仍采用常规载体催化元件,优缺点同上。

  变电所和胶带机头、机尾各设置1个温度传感器,报警值为34℃。

  胶带机滚筒下风侧10m~15m处设置一氧化碳传感器、烟雾传感器,一氧化碳传感器报警浓度为0.0024%CO,不参与断电

  ②回风巷设测风站

  回风井30米处、各测风站10米范围内,巷道平直、断面一致,且不能堆放任何杂物,以保证站内风流平稳。

  上述回风巷测风站均设置1个风速传感器,1个一氧化碳传感器。

  一氧化碳传感器报警浓度为0.0024%CO ,不参与断电。

  ③局部通风机监控

  传感器类型、位置、数量

  甲烷传感器仍采用常规载体催化元件,优缺点同上。

  设备开停传感器采用开关量通断类型。

  ④回风巷

  回风巷设置1个一氧化碳传感器,报警浓度为0.0024%CO ,不参与断电。

  以上各类传感器均具有回检、自检、巡检功能,各类传感器符合《煤矿安全规程》和《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》AQ1029-2007要求。

  六、矿井救护

  山西晋城无烟煤矿业集团有限责任公司矿山救护大队与王台铺矿签订有煤矿救护协议书,救护大队距离王台铺矿不到5km,可以在30分钟内到达该矿进行救护,故,本矿井自身不再设立救护小队,依托山西晋城无烟煤矿业集团有限责任公司矿山救护大队进行矿井救护。

  副斜井采用1台2JK2×1A/30型双筒缠绕式提升机,提升机最大静张力60kN,最大静张力差40kN,最大提升设备质量为10t(包括平板车),现15号煤开采支架重18t,显然副斜井提升机无法满足提升要求,因此需要另选一个慢速绞车临时担负提升大件设备的要求。

  副斜井采用双钩提升,装备一部双滚筒提升机,负责材料、设备提升。

  1.提升机选型计算依据

  1t矿车质量:G1=590kg;

  1t矿车载重:G2=1000g(按矸石考虑)

  最大件质量:G3=18000kg

  平板车质量:G4=1500kg

  井筒倾角:α=20°

  井筒斜长:L=285m

  2、提升机静张力验算过程:

  (1)提升机所需最大静张力差(初选钢丝绳自重按3.0kg/m计):

  提材料、矸石时(每次提放4个车):

  F1=n×(G1+ G2)×(Sinα+f1×cosα)×g+ P×L×(Sinα+f2×cosα)×g

  =4×(590+1000)×(Sin20°+0.01×cos20°)×9.81+3.0×285×(Sin20°+0.2×cos20°)×9.81

  =26371N

  下大件设备时:

  F2=(G3+ G4)×(Sinα+f1×cosα)×g+ P×L×(Sinα+f2×cosα)×g

  =(18000+1500)×(Sin20°+0.01×cos20°)×9.81+3.0×285×(Sin20°+0.2×cos20°)×9.81

  =71669N

  2JK2×1A/30型双筒缠绕式提升机最大静张力60kN,最大静张力差40kN,根据以上计算,只能提升普通设备,不能提升大件设备。大件设备提升需要另选一部慢速绞车。

  3、普通矿车提升钢丝绳验算

  钢丝绳现选用22NAT6×7S+IWR1570ZZ型钢丝绳,直径为φ22mm,自重1.7kg/m,最小钢丝破断拉力总和为286kN。

  钢丝绳安全系数为:

  m=286000/26371=10.8,符合要求。

  4、慢速绞车选型计算:

  绞车所需最大静张力(初选钢丝绳自重按2.0kg/m计):

  提材料、矸石时(每次提放1个车):

  F=(G1+ G2)×(Sinα+f1×cosα)×g+ P×L×(Sinα+f2×cosα)×g

  =(1100+2000)×(Sin20°+0.01×cos20°)×9.81+2.0×285×(Sin20°+0.2×cos20°)×9.81

  =70188N

  根据计算,选择SDJ-32型绞车满足提升要求,技术特征见表7—1—2。(二)材料暗斜井提升设备选型

  根据提升物料和大件设备,设计选用两部单滚筒绞车,其中:一部选用调度绞车,担负普通材料设备及矸石的提升,另选用一部慢速绞车担负大件设备的提升。

  1.普通材料设备及矸石的提升绞车选型

  (1)绞车选型计算依据

  1t矿车质量:G1=590kg;

  1t矿车载重:G2=1000kg

  暗斜井倾角:α=20°

  暗斜井斜长:L=214m

  (2)绞车所需最大静张力(初选钢丝绳自重按2.0kg/m计):

  F=n×(G1+ G2)×(Sinα+f1×cosα)×g+ P×L×(Sinα+f2×cosα)×g

  =3×(590+1000)×(Sin20°+0.01×cos20°)×9.81+2.0×214×(Sin20°+0.2×cos20°)×9.81

  =18669N

  根据计算选择JTY-1.6B型绞车作为提升设备,技术特征见表7—1—2。

  2. 慢速绞车选型

  (1)慢速绞车选型计算依据

  最大件质量:G3=18000kg

  平板车质量:G4=1500kg

  井筒倾角:α=20°

  井筒斜长:L=214m

  (2)慢速绞车所需最大静张力(初选钢丝绳自重按2.0kg/m计):

  F=(G3+ G4)×(Sinα+f1×cosα)×g+ P×L×(Sinα+f2×cosα)×g

  =(18000+1500)×(Sin20°+0.01×cos20°)×9.81+2.0×214×(Sin20°+0.2×cos20°)×9.81

  =69450N

  根据计算选择SDJ-32型绞车作为提升设备,技术特征见表7—1—2。

  第三节 排水设备

  矿井排水系统为分盘区排水,一盘区排水系统为:

  工作面→一盘区水仓→材料暗斜井→695水平大巷→695水平水仓→副斜井→地面矿井水处理系统。

  二盘区排水系统为:

  工作面→二盘区水仓→→材料暗斜井→620水平大巷→620水平水仓→行人斜井管路→地面矿井水处理系统。

  一、 620水平水泵房设备验算

  620水平水泵房设备为原有设备,根据排水要求对排水设备验算如下:

  盘区正常涌水量200m3/h,最大涌水量375m3/h,+620水平水泵房至地面排水线路长度为634m,排水高度为175m。

  1.水泵参数验算

  水泵流量计算:

  正常涌水时水泵排水能力为:Q1=200×1.2=240m3/h

  最大涌水时水泵排水能力为:Q2=375×1.2=450m3/h

  水泵扬程验算:

  Hr=Hg+Hx+△H

  式中:

  Hr——测地高度;

  Hg——排水高度,175m;

  Hx——吸水高度,5m;

  △H——管路阻力损失,12m;

  水泵扬程为:Hr =192m

  620水平水泵房水泵型号为:MD280—43×7,其额定扬程为301m,额定流量为280m3/h,电机功率360kW、电压6kV。设计共选用三台水泵:其中一台工作,一台备用,一台检修。

  排水管路为两趟D219×8钢管正常涌水时1趟工作,1趟备用。最大涌水时2趟同时工作。

  根据以上计算,排水设备满足工作要求,可以继续使用。

  二、 二盘区盘区水泵房排水设备选型

  二盘区涌水量100m3/h,排水线路长度为2800m,高差为35m;

  1. 水泵选型

  水泵流量计算:

  涌水时水泵排水能力为:Q1=100×1.2=120m3/h

  水泵扬程计算:

  Hr=Hg+Hx+△H

  式中:

  Hr——测地高度;

  Hg——排水高度,35m;

  Hx——吸水高度,5m;

  △H——管路阻力损失,42m;

  水泵扬程为:Hr =72m

  据此选择水泵型号为:MD155—30×4,其额定扬程为120m,额定流量为155m3/h,电机功率90kW、电压660V。设计共选用三台水泵:其中一台工作,一台备用,一台检修。

  排水管路选取D219×8钢管。管路共选用两趟,正常涌水时1趟工作,1趟备用。最大涌水时2趟同时工作。

  2. 排水系统工况点

  经计算,管路阻力系数为:

  新管时R1=0. 002040510,旧管时R2= 0.003468886。

  管路特性曲线方程:

  新管 H=Hr+R1Q2=40+0.002040510Q2

  旧管 H=Hr+R2Q2=40+0.003468886Q2

  在泵房内采用法兰连接,在巷道中采用柔性管接头连接。为有效地防止水锤冲击对水泵及管道的损害,采用微阻缓闭止回阀,以便有效地消除水锤力。

  水泵工况特性曲线见图7-3-1。

  三、 一盘区水泵房排水设备选型

  一盘区正常涌水量200m3/h,最大涌水量375m3/h, 一盘区水泵房至地面695水平水泵房排水线路长度为2140m,排水高度为50m。

  1.水泵参数验算

  水泵流量计算:

  正常涌水时水泵排水能力为:Q1=200×1.2=240m3/h

  最大涌水时水泵排水能力为:Q2=375×1.2=450m3/h

  水泵扬程计算:

  Hr=Hg+Hx+△H

  式中:

  Hr——测地高度;

  Hg——排水高度,50m;

  Hx——吸水高度,5m;

  △H——管路阻力损失,32m;

  水泵扬程为:Hr =87m

  620水平水泵房水泵型号为:MD280—43×3,其额定扬程为129m,额定流量为280m3/h,电机功率160kW、电压6kV。设计共选用三台水泵:其中一台工作,一台备用,一台检修。

  排水管路为两趟D273×10钢管正常涌水时1趟工作,1趟备用。最大涌水时2趟同时工作。

  2. 排水系统工况点

  经计算,管路阻力系数为:

  新管时R1= 0.000727286,旧管时R2= 0.001236386。

  管路特性曲线方程:

  新管 H=Hr+R1Q2=180+0.000727286Q2

  旧管 H=Hr+R2Q2=180+0.001236386Q2

  在泵房内采用法兰连接,在巷道中采用柔性管接头连接。为有效地防止水锤冲击对水泵及管道的损害,采用微阻缓闭止回阀,以便有效地消除水锤力。

  水泵工况特性曲线见图7-3-2。

  四、 695水平水泵房排水设备验算

  一盘区盘区水泵房排至695水平水泵房正常涌水量200m3/h,最大涌水量375m3/h,695水平水泵房至地面排水线路长度为285m,排水高度为100m。

  1.水泵参数验算

  水泵流量计算:

  正常涌水时水泵排水能力为:Q1=200×1.2=240m3/h

  最大涌水时水泵排水能力为:Q2=375×1.2=450m3/h

  水泵扬程计算:

  Hr=Hg+Hx+△H

  式中:

  Hr——测地高度;

  Hg——排水高度,100m;

  Hx——吸水高度,5m;

  △H——管路阻力损失,12m;

  水泵扬程为:Hr =117m

  695水平水泵房安装有2台MD280—43×4水泵额定流量为280m3/h,扬程172m,由山西黎城泵业公司制造,2005年安装投运;配套电机型号JS137—4,260kW,6kV。1台200D—43×7水泵额定流量为288m3/h,扬程285m,由长沙泵业公司制造,1983年投运;配套电机型号JS137—4,360kW,6kV。

  排水管路为两趟D219×8钢管正常涌水时1趟工作,1趟备用。最大涌水时2趟同时工作。

  根据以上计算,排水设备满足工作要求,可以继续使用。

  第四节 压缩空气设备

  王台铺矿地面空气压缩机站共有4台空气压缩机,其中两台美国寿力LS25S—300HAC型螺杆空压机,2006年8月安装;两台北京第一通用机械厂L5.5—40/8型空气压缩机,1991年投运。4台空气压缩机两用两备。

  1. LS25S—300HAC螺杆空压机主要参数:

  容积流量:38.6m3/min;进气压力:1Bar(a);排气压力:8Bar(g);最大调节压力:8.6Bar(g);主电机型号:447TSC—4,功率224kW;机组净重(带隔音罩)6500kg。

  2. L5.5—40/8空压机性能参数:型号:L5.5—40/8;形式:L型双缸二级复动水冷;排气量:40m3/min;额定压力:0.7MPa,功率: 230kW;重量:3900kg。

  15号煤层布置有2个综掘工作面。巷道支护方式均为锚杆、锚喷支护。用风工具使用情况见表7-4-2。

  =1.2×1.15×1.0×(4×5×0.9+8×4×0.9+2×8×0.9)=84(m3/min)

  式中:α1——沿管道全长的漏风系数,取1.2

  α2 ——风动工具的磨损耗气量增加系数 ,取1.15

  γ——海拔高度修正系数,取1.0

  mi ——同型号风动工具同时使用台数

  qi ——每台风动工具的耗气量(m3/min)

  Ki ——同型号风动工具同时使用系数

  根据以上计算,地面压缩空气站可以满足生产需要。

  第八章 电 气

  第一节 矿井供配电

  一、供电电源

  矿井原有双回35kV电源引自晋煤集团公司老区110kV区域变电站35kV系统不同母线段,本次设计矿井生产能力不增加,供电电源不作变动。

  矿井供电电源地理接线插图见图8—1—1。

  二、电力负荷

  本矿井原供电系统能满足210万吨/年生产能力,十五号煤开拓延深设计生产能力180万吨/年分两个阶段设施,初期由九号煤九五盘区和十五号煤二盘区组成,后期全部由十五号煤一盘区、二盘区组成。本次设计地面电力负荷不变,井下电力负荷分初期、后期统计计算。

  1、初期井下电力负荷

  ⑴ 根据现场提供九五盘区供电负荷:有功功率1662.72kW;无功功率332.54kvar;视在功率1995.65kVA。

  ⑵ 十五号煤井下电力负荷(二盘区)

  设备总台数 89台

  设备工作台数 61台

  设备总容量 4741.1kW

  设备工作容量 4013.1kW

  计算有功功率 2670.45kW

  计算无功功率 2646.71kvar

  计算视在功率 3759.84kVA

  自然功率因数 0.71

  补偿容量 2000kvar

  补偿后

  视在功率 2747.65kVA

  功率因数 0.97

  ⑶ +695中央泵房负荷:有功功率436.80kW;无功功率为270.70kvar;视在功率513.88kVA。

  ⑷ 总负荷(考虑0.85同时系数):有功功率4054.48kW;无功功率为1062.46kvar;视在功率4191.37kVA。

  2、后期井下电力负荷

  ⑴ 十五号煤井下电力负荷(二盘区+一盘区)

  设备总台数 182台

  设备工作台数 128台

  设备总容量 9714.20kW

  设备工作容量 8231.20kW

  计算有功功率 5619.61kW

  计算无功功率 5447.43kvar

  计算视在功率 7826.53kVA

  自然功率因数 0.72

  补偿容量 3500kvar

  补偿后

  功率因数 0.97

  视在功率 4576.82kVA

  ⑵ +695中央泵房负荷:有功功率436.80kW;无功功率为270.70kvar;视在功率513.88kVA。

  ⑶ 总负荷(考虑0.8同时系数):有功功率4932.49kW;无功功率为1117.13kvar;视在功率5057.41kVA。

  3、吨煤电耗

  初期吨煤电耗:8.82kW·h/t;后期吨煤电耗:10.06kW·h/t。

  井下电力负荷统计表见表8—1—1,8—1—2。变压器选择见表8—1—3, 8—1—4。

  三、地面供配电

  本次设计只对十五号煤井下开拓延深,地面供配电系统不作变动。地面工业场地现有的35/6kV变电所,仍担负工业场地、选煤厂、主通风机、排矸井、井下等用电负荷。

  四、井下供配电

  1、供电方式

  初期在十五号煤二盘区设盘区变电所,双回6kV电源引自+695水平中央电所不同母线段。后期在一盘区设盘区变电所,双回6kV电源仍引自+695水平中央电所不同母线段。根据现场提供资料,目前+695水平中央电所双回6kV电源引自地面工业场地35/6kV变电所不同母线段,下井电缆型号为MYJV22-6kV-3×150mm2,供电距离约1200m。

  2、下井主电缆验算及选择

  ⑴ 十五号煤投产初期

  井下最大负荷为Smax=4191.37kVA,计算电流为403A。

  按经济电流密度J=2.25选择电缆截面应为:Sj = J(I)=179mm2。

  ⑵ 十五号煤投产后期

  井下最大负荷为Smax=5057.41kVA,计算电流为486A。

  按经济电流密度J=2.25选择电缆截面应为:Sj = J(I)=216mm2。

  ⑶ 下井主电缆的选择

  原下井电缆MYJV22-6kV-3×150mm2载流量为359A,不能满足生产用电要求,须更换为MYJV32-6kV-3×240mm2型矿用铜芯交联聚乙烯绝缘细钢丝铠装聚乙烯护套电力电缆,其载流量为497A,满足井下用电要求。电缆敷设路径不变。

  3、二盘区变电所供电电缆的选择

  ⑴ 按经济电流密度选择电缆截面:最大负荷为Smax=2747.65kVA

  Imax= = =264(A)查得铜芯导线经济电流密度J=2.25A/mm2。计算单根下井电缆截面为Sj = J(I)=117mm2,初步选用MYJV32 –6kV—3×120mm2型矿用铜芯细钢丝铠装交联电缆。

  ⑵ 按长时允许电流校验电缆截面:查表得知MYJV232 –6kV—3×120mm2电缆在空气中敷设,温度20℃时载流量为326A,满足二盘区264A电力负荷。

  ⑶ 电缆的选择

  通过上述计算,确定二盘区变电所供电电缆型号为MYJV32-6kV-3×120mm2。沿胶带运输大巷敷设。

  4、一盘区变电所供电电缆的选择

  ⑴ 按经济电流密度选择电缆截面:最大负荷为Smax=2948.43kVA

  Imax= = =283(A)查得铜芯导线经济电流密度J=2.25A/mm2。计算单根下井电缆截面为Sj = J(I)=126mm2,初步选用MYJV32 –6kV—3×120mm2型矿用铜芯细钢丝铠装交联电缆。

  ⑵ 按长时允许电流校验电缆截面:查表得知MYJV32 –6kV—3×120mm2电缆在空气中敷设,温度20℃时载流量为326A,满足一盘区283A电力负荷。

  ⑶ 电缆的选择

  通过上述计算,确定一盘区变电所供电电缆型号为MYJV32-6kV-3×120mm2。沿胶带运输大巷敷设。

  5、主要设备的选择

  ⑴ 二盘区变电所主要设备选择

  根据电力负荷统计,变电所设置16台BGP9L—6型矿用隔爆型高压真空配电装置(配置通讯接口),设置2台KBSGZY—315/6、315kVA、6/0.69kV型矿用隔爆型移动变压器,作为辅助运输及井底低压动力用,正常情况下两台同时运行,在其中一台故障或检修情况下,单台变压器保证一二级负荷用电。负荷率9.86%。低压开关选用BKD20矿用隔爆型真空开关,磁力起动器选用BQD23矿用隔爆型真空磁力起动器。

  盘区水泵房采用2台KBSGZY—315/6、315kVA、6/0.69kV型矿用隔爆型移动变电站供电。

  上仓胶带机采用1台KBSGZY—500/6、500kVA、6/0.69kV型矿用隔爆型移动变电站供电。

  胶带运输大巷设置1台BKSGZY—500/6、500kVA、6/0.69kV型矿用隔爆型移动变电站,作为大巷胶带机供电用。

  采煤工作面设置1台KBSGZY—1250/6、1250kVA、6/1.2kV和2台KBSGZY—500/6、500kVA、6/0.69kV型矿用隔爆型移动变电站,作为工作面动力用。

  两个掘进工作面各设置1台KBSGZY—500/6、500kVA、6/1.2kV型矿用隔爆型移动变电站,作为掘进动力用。

  两个掘进工作面设置1台KBSGZY—315/6、315kVA、6/0.69kV型矿用隔爆型移动变电站,作为局扇专用。

  ⑵ 一盘区变电所主要设备的选择

  根据电力负荷统计,变电所设置16台BGP9L—6型矿用隔爆型高压真空配电装置(配置通讯接口),设置2台KBSGZY—500/6、500kVA、6/0.69kV型矿用隔爆型移动变压器,作为辅助运输及井底低压动力用,正常情况下两台同时运行,在其中一台故障或检修情况下,单台变压器保证一二级负荷用电。负荷率57.86%。低压开关选用BKD20矿用隔爆型真空开关,磁力起动器选用BQD23矿用隔爆型真空磁力起动器。

  胶带运输大巷设置2台BKSGZY—500/6、500kVA、6/0.69kV型矿用隔爆型移动变电站,作为大巷胶带机供电用。

  采煤工作面设置1台KBSGZY—1250/6、1250kVA、6/1.2kV和2台KBSGZY—500/6、500kVA、6/0.69kV型矿用隔爆型移动变电站,作为工作面动力用。

  两个掘进工作面各设置1台KBSGZY—500/6、500kVA、6/1.2kV型矿用隔爆型移动变电站,作为掘进动力用。

  两个掘进工作面设置1台KBSGZY—315/6、315kVA、6/0.69kV型矿用隔爆型移动变电站,作为局扇专用。

  6、供配电电压等级

  采煤工作面采用1140V、660V电压等级,掘进工作面采用1140V、660V电压等级。

  井底低压动力、辅助运输采用660V等级,煤电钻和照明采用127V等级。

  五、低压电缆的选择

  盘区变电所向配电点馈出的供电电缆以及各支线至起动器到电动机的电缆按照MT818标准选择,采用MYPTJ—3.6/6和MYP—0.66/1.14型矿用橡套电缆,电钻和照明选用MZ—0.3/0.5型和MYQ—0.3/0.5型橡套电缆。

  六、井下检漏与接地保护

  地面变电所至井下中央变电所及盘区配电点的电缆线路上均要装零序电流互感器和相应的漏电保护装置,以实现对井下电缆漏电故障的检测功能。

  盘区变电所以及所有电气设备硐室和各配电点均应设局部接地极。局部接地极、铠装电缆外皮、橡套电缆接地芯线通过接地干线与中央泵房水仓中的主接地极组成总接地网,从接地网上任一局部接地极测得的总接地网电阻不得大于2欧。

  七、井下照明

  盘区变电所、井底车场、运输大巷、采掘工作面及运输顺槽、各配电硐室等地均选用节能型DGG—24/127YA矿用隔爆荧光灯做照明灯具,盘区变电所、井底车场、各配电硐室每3米安一盏,运输大巷、采掘工作面及运输顺槽每15米安一盏。为了提高照明供电可靠性与安全性,选用照明综保成套设备。

  第二节 监控、通信及计算机管理

  一、安全生产监控与矿井自动化

  本矿原有一套KJ86-N型煤矿环境安全监测及生产监控系统。KJ86-N系统采用CAN总线制式,由监控主机及其外设、传输接口、总线扩展器、多功能监控器、传感器和总线电缆等组成。系统可对瓦斯、风速、负压、烟雾、温度、煤位、水位、一氧化碳等参数及井下主要风门的开闭状况进行连续监测,对掘进工作面实现风电瓦斯闭锁,此外还对固定设备、采掘设备、供电系统等工况及相关参数进行连续监测。

  主机连续不断地轮流与各个多功能转接器进行通信,多功能转接器接到主机的询问后,立即将该多功能转接器接收的测点的信号传给主机,各多功能转接器又不停地将与之连接的各传感器的信号(开关量、模拟量和累计值)进行检测变换和处理,时刻等待主机的询问,以将检测的参数送至地面。需要对井下设备进行控制时,主机将控制命令与干线扩展器巡检信号一起传给多功能转接器,再由多功能转接器输出传给远动设备。监控主机对接收到的实时信息进行处理和存盘,并将各种生产过程模拟量、测量参数表及各种实时参数和历史曲线进行显示或打印相关报表。

  分别在井下采掘工作面、盘区变电所、排水泵房多功能转接器并在各相关地点设置相应的传感器和远动开关。

  在矿调度室或通讯站内设置信息中心,装设安全生产监控系统主机、大屏幕显示器等设备。

  十五号煤层二盘区变电所监测监控系统引自695水平中央变所区域控制器,沿695大巷、绕道联络巷经十五号煤上仓胶带暗斜井敷设至十五号煤二盘区变电所。

  一盘区监测监测监控系统引自二盘区变电所区域控制器,沿胶带巷敷设至一盘区变电所。

  在每个盘区设1个区域控制器、4多功能监控器,区域控制器设置在盘区变电所,多功能监控器分别设置变电所、运输大巷、配电点。

  二、通信及计算机管理

  王台铺矿已经建立起完善的生产调度、行政调度及通信设施,完全可以满足矿井本次水平延深的需要。

  十五号煤层二盘区变所通信电缆由695水平中央变所矿用隔爆组线箱引来,2根MHYA 50(2×0.78)对通信电缆沿695大巷、绕道联络巷经十五号煤上仓胶带暗斜井敷设到二盘区变所矿用隔爆组线箱。

  十五号煤层一盘区变所通信电缆由二盘区变电所矿用隔爆组线箱引来,2根MHYA 20(2×0.78)对通信电缆沿胶带巷敷设到一盘区变电所矿用隔爆组线箱。

  在盘变电所、泵房、胶带机机头硐室、配电点、采掘顺槽设矿用隔爆电话机。

  三、计算机管理

  矿井已建立由决策层、管理层、数据接口层构成的管理系统。根据生产管理的需要,配置生产计划、劳资计划、销售计划、安全计划、材料物资供应、固定资产管理、财务与成本中心、人力资源与党政业务管理等软件模块。

  本矿井已有完善的计算机管理系统网络,采用100Mbps的Ethernet(以太网)交换机,网络结构为星形,主干网络采用光缆传输方式,各建筑内一般采用超五类电缆布线,并通过路由器与矿翼ITERNET相联通。该网络与矿井监控系统联网,形成一个多层次、多媒体的矿井数据通信网络。

  四、人员考勤定位系统

  十五号煤层人员考勤定位仍采用原KJ153系统,在主要进出口位置设置分站和传感器,实时对井下作业人员进行定位考勤。并把信息进行储存或打印。

  第九章 职业安全卫生

  第一节 概 述

  一、设计范围

  王台铺矿已经建立健全了职业安全卫生体系,本次设计任务为15号煤开拓延深设计。故,本篇章只对井下职业危害因素进行分析,并提出防范措施。

  二、 设计依据

  本章的编制主要依据下列法律法规、规程及规范

  1、《中华人民共和国矿山安全法》

  2、国发[1987]105号关于《中华人民共和国尘肺病防治条例》的通知。

  3、煤安安监字[2000]第17号关于发布《煤矿矿山救护工作暂行规定》的通知。

  4、《矿井通风安全装备标准》(MT/T5016-96)

  5、劳动部劳字(1998)48号文《关于生产性建设工厂项目职业安全卫生监察的暂行规定》

  6、(90)中煤总安字第171号文关于颁发《煤矿井下粉尘防治措施》(施行)的通知

  7、《煤矿安全规程规程》及《煤炭工业矿井设计规范》

  8、煤炭工业部制定的《矿井通风安全监测装置使用管理规定》

  9、劳动部第三号令《建设项目(工程)劳动安全卫生监察规定》

  10、劳动部劳部发[1994]502号文关于印发《矿山建设工程安全监督实施办法》的通知。

  第二节 危险因素和危险程度

  一、矿井灾害因素分析

  (一)水

  1、井田地表河流均属季节性河流,水量微小,有时甚至干涸。井田内的水体在开采上覆3、9号煤层时,已经留设了煤柱,将来15号煤层开采时,在上覆已留煤柱的基础上,根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》规定,留设保安煤柱。一般情况下,不会影响15号煤层的正常开采。

  2、顶板石灰岩含水层:太原组K2石灰岩是井田内主要含水层之一,王台铺矿K2石灰岩其结构致密,裂隙不发育,含水性弱,对15号煤层开采影响不大。

  3、底板突水:

  根据地质报告提供的水文地质分析,本井田15号煤层开采中,不存在底板突水危险。

  4、上覆采空区积水:

  井田内3号煤层已基本采空,9号煤层亦部分采空, 3、9号煤层采空区均有不同程度积水。将来在开采15号煤层时,应对上部9号煤层采空区积水进行详细的调查,并先进行排放,坚持“有疑必探,先探后掘”的原则,以保证矿井安全生产。

  (二)火

  矿井火灾分为内因火灾和外因火灾。由于煤炭氧化自燃而产生的火灾属矿井内因火灾,由于井下放炮、电流短路、摩擦及其它明火等引起的火灾属外因火灾。根据地质资料,本矿井15号煤层为容易自燃煤层,因此,矿井必须采取综合预防煤层自然发火和外因火灾的措施。

  (三)瓦斯

  王台铺矿15号煤层进行开采时,属于低瓦斯矿井。但通风、瓦斯管理上必须充分认识矿井瓦斯的危险和危害性,严格执行“监测监控,以风定产”,杜绝瓦斯爆炸事故的发生。

  (四)煤尘

  井田内15号煤层的煤尘无爆炸危险性。

  (五)地热

  本矿井不存在热灾害现象。

  (六)冲击地压

  本矿井无冲击地压现象。

  (七)顶底板

  15号煤层直接顶和老顶均为K2厚层石灰岩,属坚硬类,不易冒落。底板为灰黑色泥岩或铝质泥岩,局部有炭质泥岩伪底,属软弱岩层,遇水易膨胀,在工作面支架选型和工作面布置时应引起注意。

  二、生产作业主要伤害因素分析

  1、爆破事故

  造成爆破事故的主要原因如下:

  ⑴ 爆炸材料使用不当;

  ⑵ 雷管和炸药混放,爆破材料库违章使用明火;

  ⑶ 爆破工未按照规程要求操作;

  ⑷ 运输过程中操作不当,由于摩擦等原因引起爆炸;

  ⑸ 躲跑时间和安全距离不够;

  ⑹ 违章处理瞎炮。

  2、提升运输事故

  本设计选用胶带输送机担负煤炭提升运输,选用无极绳连续牵引车、调度绞车单钩串车担负材料、矸石、设备的提升。根据矿井提升运输系统特点,造成提升运输事故的主要原因有:

  ⑴ 大型设备、长材提升时未制定专门的安全措施或有措施未执行;

  ⑵ 运输大巷内车辆和设备挤人;

  ⑶ 违章乘坐胶带输送机或蹬、踩刮板输送机;

  ⑷ 操作人员精力不集中或身体进入机械危险部位。

  3、触电事故

  井下空气湿度大,作业环境差,容易发生触电事故。引起触电事故的主要原因,除了设备缺陷等技术因素外,大部分是由于违章操作引起的。

  4、中毒窒息事故

  煤矿发生中毒、窒息事故,绝大多数是由于一氧化碳和瓦斯所致。发生这类事故的原因主要有:

  ⑴ 矿井通风条件不好,致使一氧化碳等有害气体积聚;

  ⑵ 矿井无反风措施,在处理火灾事故时,随意改变风流方向;

  ⑶ 对一氧化碳、瓦斯涌出地段没设“禁止入内”的栅栏,或对栅栏缺乏保护,受损后无法辨认,导致人员误入禁区;

  ⑷ 采掘技术管理不力,尤其是支护。密闭施工质量低劣,导致冒顶事故引发自然发火隐患或一氧化碳从采空区外溢;

  5、职业危害

  ⑴ 粉尘

  粉尘包括煤尘和岩尘两类。煤尘主要产生于回采工作面和掘进工作面,此外,煤炭运输过程中转载点也易产生煤尘。岩尘主要产生于岩巷普掘工作面。浮尘对矿井空气的污染和人体健康的危害最大,是粉尘防治的重点。

  粉尘的主要危害是导致尘肺病。尘肺病是因为长期、大量吸入微细粉尘而引起的以肺的纤维化为主的一种慢性职业病。

  ⑵ 有毒、有害气体

  井下有毒有害气体主要包括:瓦斯(CH4)、一氧化碳(CO)、二氧化碳(CO2)、氮氧化物(NOX)、二氧化硫(SO2)及硫化氢(H2S)等。有毒有害气体物质分析如下:

  ①瓦斯(CH4):主要来源于煤体或围岩中。它能燃烧、爆炸,大量积聚时能使人窒息死亡。《煤矿安全规程》规定在0.75~1.5%时,就要采取相应的防护措施。

  ②一氧化碳(CO):主要来自井下采掘工作面爆破、火灾、瓦斯和煤尘爆炸以及煤炭自燃。致命性中毒的一氧化碳浓度大于0.4%,安全浓度应小于0.0024%。

  ③二氧化碳(CO2):主要来源于有机物的氧化、煤和岩体的缓慢氧化、爆破作业、人员呼吸以及矿井水与碳酸性岩石的分解,在爆破、井下火灾、煤炭自燃、瓦斯和煤尘爆炸时,也能产生大量二氧化碳。当二氧化碳浓度达到l%时人的呼吸感到急促,浓度达到5%时呼吸感到困难,同时有耳呜、血液流动很快的感觉;浓度达到10~25%时,人将中毒死亡。

  ④氮氧化物(NOX):主要来自于采掘工作面爆破及生产废气,它有强烈毒性和刺激性,能和水结成硝酸,对肺组织起破坏作用,造成肺浮肿,对眼睛、鼻腔和呼吸道等有强烈刺激作用。安全浓度应小于0.00025%。

  ⑤二氧化硫(SO2):主要来自含硫矿物氧化及自燃,含硫矿层中进行爆破和硫化矿尘的爆炸之中,井下电缆及胶皮类燃烧也会产生二氧化硫。它有强烈毒性,与眼、呼吸道的湿表面接触后能形成亚硫酸,对眼睛和呼吸道具有强烈腐蚀作用,引起肺水肿。安全浓度应小于0.0005%。

  ⑥硫化氢(H2S):主要来源于有机物腐烂、硫化矿物水解。它具有强烈毒性,能使人的血液中毒,对眼睛、粘膜以及呼吸系统有强烈的刺激作用。其安全浓度应小于0.00066%。

  ⑶ 噪声

  矿山噪声主要来源于各种设备在运转过程中由震动、摩擦、碰撞而产生的机械动力噪声和由风管排气、漏气而产生的气体动力噪声。对本矿井来说主要发生在各装卸载点、空压机及井下水泵、局扇、凿岩机、采煤机、破碎机、钻机等机械设备,对操作及附近人员均有危害,影响身心健康。

  第三节 安全卫生措施

  一、矿井灾害预防措施及矿山救护

  (一)井下水灾预防

  结合前面矿井水害因素分析,井下水灾预防措施如下:

  ⑴ 在巷道掘进时必须坚持“有疑必探,先探后掘”的原则,以避免周边小窑采空区积水涌入巷道。

  ⑵ 巷道过断层及陷落柱等构造时,必须探水前进。如果前方有水,应超前预注浆封堵加固。

  ⑶井下沿煤层布置的巷道,受煤层起伏影响较大,巷道中会出现积水现象,在矿井生产期间应根据实际情况,在巷道适当位置设置水窝,由小水泵将水窝水排至井底车场水仓,保证井下巷道运输畅通。

  ⑷按设计要求留设井田边界防水煤柱20m,采区边界煤柱10m,断层陷落柱等构造防水煤柱。

  (5)工作面回采前,要对上覆9号煤采空区积水进行探测调查,如有积水,必须先行排空积水后,方可回采。

  (二)井下火灾预防

  1、综合预防煤层自燃发生的措施

  (1)15号煤盘区进、回风大巷、机电硐室、各联络巷道均采用锚喷支护,封闭围岩。

  (2)工作面采用综合机械化一次采全高后退式开采,减少工作面丢煤。

  (3)采煤工作面采至停采线时,必须采取措施使顶板冒落不断严实。

  (4)工作面开采前,对煤层进行预注水,增加煤体内水分。

  (5)工作面回采过程中,对采空区喷洒阻化剂,防止采空区浮煤自燃。

  (6)按自燃煤层配齐各类监测监控仪器、温度、CO传感器,实施全面监测。

  2、外因火灾预防措施

  (1) 按《煤矿安全规程》有关规定设置了井下消防料库及灭火装置与器材。设计有消防洒水合一的管网系统。

  (2) 井下主要机电硐室设置了防火门。所有巷道均采用不燃性材料进行支护。

  (3) 爆破材料硐室采用独立通风系统,通道内砌筑齿波墙,装设抗冲击波门等隔爆设施。

  (4) 正确选择和合理使用电气设备,加强维护,保证输电线路完好,设备正常运转,防止发生事故。

  (5) 采用阻燃和防静电胶带、阻燃电缆、风筒和不燃液。在胶带输送机头和主要机电硐室设火灾报警和灭火装置。各胶带输送机巷均铺设消防管路,每隔一定距离设有消防水龙头。

  (三)瓦斯爆炸事故的预防

  (1) 加强采掘工作面通风

  设计根据瓦斯涌出量的大小,进行了回采工作面和掘进面的配风,充分利用风量稀释工作面的瓦斯,提高工作面的产量。掘进工作面掘进头均配备了大功率局部通风机,并配以湿式除尘风机,以降低掘进工作面粉尘浓度,满足掘进进度要求。

  (2) 完善工作面通风系统

  设计回采工作面采用两进一回的通风方式,不但增大了回采工作面的风量,而且有效控制了采空区瓦斯涌向工作面的上隅角,为回采工作面产量的提高创造了条件。

  (3) 瓦斯监测

  设计在井下按规定要求安设瓦斯传感器,用于监测采掘工作面、回风巷道、主扇风硐室内瓦斯浓度。

  (4) 采掘工作面位置发生变化时,应及时调整通风系统,增加必要的通风构筑物,以保证工作面有合理的通风系统。

  (四)井下顶板事故的预防

  1、回采工作面

  本设计所选工作面支架能够保证工作面有足够的支护强度,可以有效地管理顶板,保证安全。生产管理中还要针对具体情况,采取措施。

  2、工作面坚硬顶板管理措施

  工作面采用区域与局部相结合超前深孔预裂爆破放顶措施。沿工作面进、回风顺槽,每隔30m布置一耳朵钻场,每个钻场布置8个放顶炮孔,呈扇形布置。钻机选用煤科院西安分院的ZDY1200S(MK-4)型全液压钻机,Φ50mm钻杆,钻头直径75mm。

  3、巷道支护

  根据巷道布置,为方便工作面回采和节省工程费用,所有顺槽均采用矩形断面,工作面顺槽支护方式为锚杆支护,巷道顶板补打锚索加强支护;其它盘区巷道沿煤层顶板掘进,巷道及硐室工程均采用矩形断面,锚喷支护,并增加锚索加强支护。巷道掘进过程中,一定要采取前探梁进行临时支护,严禁空顶作业。

  本矿井机械化程度较高,设备先进,故控制矿井顶板事故要从抓安全管理入手,管理是安全工作的关键环节;另外,加强工作面端头的管理,回采工作面的端头是支护的薄弱环节,也是事故的多发地点,必须重点管理;其次遇构造带、顶板破碎、顶板初次来压、周期来压时也要及时制定安全措施,全面进行管理,防止顶板事故发生。

  (五)矿山救护

  王台铺矿矿山救护依托晋城煤业集团公司矿山救护队为其服务,救护队距离该矿约3.0Km,可在10min内抵达矿井实施救护。

  二、生产作业安全保障措施

  1、爆破事故的预防

  ⑴ 井下爆破作业必须使用煤矿许用炸药和电雷管且炸药的安全等级不低于三级;

  ⑵ 所有爆破人员,包括爆破、运送、装药人员等必须熟悉爆炸材料性能;

  ⑶ 选择正确的运输工具,炸药和雷管禁止混装混运;

  ⑷ 加强爆破材料的储存管理,防止变质;

  ⑸ 工作面采用毫秒爆破,一次全部起爆;

  ⑹ 电缆、设备应避开爆破地点,爆破前有专人警戒;

  ⑺ 处理拒爆、残爆时必须在班组长指导下进行,未处理完毕禁止从事其它工作。

  2、提升运输事故的预防

  ⑴ 加强对有关人员的安全教育,提高安全意识;

  ⑵ 井口设防护设施,等候入井人员和设备远离井口;

  ⑶ 定期检查和试验,保证各种提升安全装置灵敏可靠;

  ⑷ 辅助运输巷道照明灯具完好,保障巷道畅通;

  ⑸ 绞车司机上班要精神集中,持证上岗。

  3、触电事故的预防

  ⑴ 电气设备安装保护设施,各种仪表灵敏、准确、可靠;

  ⑵ 高压设备周围及机器设备裸露的旋转部件,应设有防护罩或遮拦;

  ⑶ 加强井下电缆的维护,避免机械损伤、侵蚀,避免火灾;

  ⑷ 电气设备采用保护接地;

  ⑸ 井下电网设漏电、触电、过电流保护装置;

  ⑹ 变电器周围设围栏,配电室铺设供工作人员检查的绝缘地毯;

  ⑺ 操作千伏级电气设备主回路时,必须戴绝缘手套或穿电工专用绝缘靴;

  ⑻ 配电室配备绝缘靴、绝缘手套、绝缘秆等绝缘设备以及预防火灾、水灾的铁锨、水桶、灭火器等设备,门窗加防护网;

  ⑼ 高压设备附近悬挂防止触电警告牌,电气设备可能被人所触及的裸露带电部分设置警戒标志;

  ⑽ 在断电的线路上作业时,该电源的电源开关把手,必须悬挂警示牌,只有执行这项工作的人员才有权取下。

  4、中毒窒息事故的预防

  ⑴ 保持通风设施完好,根据采掘工作面位置调整,及时调整通风系统;

  ⑵ 采掘工作面未构成通风系统时不得投产;备用的工作面,必须按规定检查瓦斯,否则不能进入作业;

  ⑶ 主要通风机必须装有反风设施,并能在10min内改变巷道中的风流方向;当风流方向改变后,主要通风机的供给风量不应小于正常供风量的40%。每季度应至少检查一次反风设施,每年应进行一次反风演习;

  ⑷ 对废弃巷道及时密闭并保证质量,对一氧化碳、瓦斯涌出异常地段设警示标志,防止人员误入禁区;

  ⑸ 加强职工安全教育,井下人员必须配带自救器;

  ⑹ 掘进工作面必须有局扇通风;老巷和未通风的独头巷必须检测瓦斯和通风后才能进人和作业。因检修、断电等原因停风时,必须撤出人员,切断电源;

  ⑺ 爆破作业面必须等煤烟散尽方可进入。

  5、职业危害预防

  ⑴ 粉尘

  ① 采煤工作面进行煤体预注水。为使注水能充分渗透煤层,且避免与回采工作面相互干扰,需超前工作面20~30m进行。

  ② 采煤机采用内、外喷雾,喷嘴不堵塞,局部岩巷掘进采取湿式凿岩、放炮后喷雾等措施。

  ③ 采掘工作面、运煤转载点、煤仓上口等易产生粉尘的地点设置喷雾降尘装置。

  ④ 在长壁工作面进风顺槽、回风顺槽、回风大巷、风硐及辅助运输大巷中设置风速传感器,监测各巷道风速,严格控制风速超限。

  ⑤ 经常检测风流中的粉尘含量,定期清扫和冲洗巷道周壁,减少粉尘积存。

  ⑥ 采煤工作面回风巷应安装风流净化水幕,水幕雾化要好,能封闭全断面。

  ⑵ 有毒有害气体预防

  ① 瓦斯监测

  设计在回风大巷、运输大巷、回风顺槽等巷道及采、掘工作面中按要求均配有瓦斯传感器,在采煤机等设备上配有机械式瓦斯断电仪等监测设备,对工作面回风流、主要回风道及采掘机械周围瓦斯浓度进行连续监测。当瓦斯浓度达到1%时,自动报警,达到1.5%时自动切断电源。

  ② 防止瓦斯积聚

  严格执行瓦斯检查制度。特别是巷道在过断层、褶曲轴部等地质构造变化段时要以预防为主,先探后掘,加强检测和通风,防止瓦斯积聚,对废巷、停工、停风的盲巷及采空区要及时封闭,对工作面上隅角、采空区边界、采煤机附近、顶板冒落的空洞内、低速风流巷道顶部等处积聚的瓦斯要及时处理;按实际需要配风并及时调节风量,设置通风构筑物,使矿井通风系统稳定可靠,确保各用风地点有足够的风量;随采掘工作面位置的变化,随时绘制通风系统图,调整通风系统,对井下各种通风构筑物要及时建立,并经常维护,保持完好。

  ③ 防止瓦斯引爆

  禁止在井下及井口房使用明火和吸烟,禁止将易燃物品带入井下;井下爆破器运送、使用、操作必须遵守《煤矿安全规程》的有关规定;井下掘进工作面的局扇电气设备都必须安装风、电瓦斯闭锁装备;井下各电气设备在起动前必须先进行瓦斯检查,严禁带电检修电气设备。井下放炮前应先检查该区域的瓦斯浓度,防止放炮引爆。采煤机在割煤前,要检查其周围的瓦斯浓度,以免割顶、底和夹矸时产生火花引爆事故,所有通风及爆破工均应持证上岗。

  ⑶ 噪声预防

  井下噪声源主要为局部扇风机和采煤、掘进工作面的设备,以产生机械动力性噪声为主。由于受井下巷道制约,井下噪声扩散困难,既危害人体健康,又可使工伤事故增多,设计对井下局扇都相应配备了消声器,以降低其噪声量,破碎机选用低噪声破碎机。

  第四节 劳动卫生保障措施

  一、防尘

  矿井除采取前述防尘措施外,在个体防护及其它方面,还需采取以下措施:

  1、风钻的最小供水量应满足凿岩除尘的要求。

  2、凿岩和出碴前,应清洗工作面10m内的巷壁。进风道、人行道及运输巷道的岩壁,应每季至少清洗一次。

  3、防尘用水应采用集中供水的方式,水质应符合卫生标准要求,水中固体悬浮物应不大于150mg/L,pH值应为6.5~8.5。贮水池的容量,应不小于一个班的耗水量。

  4、作业人员的防尘口罩的阻尘率应达到1级标准要求(即对粒径不大于5pm的粉尘,阻尘率大于99%)。

  5、定期测定风流中的矿尘量,定期清扫和冲洗巷道帮项、设备表面上的煤尘,清除转载点处的浮煤,对巷道采用石灰浆刷白。

  二、防有毒有害气体

  1、严格控制各种井下有毒有害气体的最高容许浓度,将其控制在允许的范围之内。

  2、保证通风系统的完好和正常运行。

  3、在进行大爆破和更换炸药时,应在爆破前、后进行空气成分测定,发现空气中有毒气体浓度超标时要立即采取措施。

  4、井下配备瓦斯监测断电警报仪及安全监测系统,实现集中连续监测控制,并配备瓦斯安全检查员,定期进行检查。

  三、防噪声

  除采取前述降低噪声措施外,在个体防护和其它方面采取以下措施:

  1、尽可能选择振动小、低噪声设备。

  2、采用带阻尼层、吸声层的隔声罩对噪声源设备进行隔声处理;不易做隔声处理的,应设隔声间(室)。

  3、对空气动力机械装置辐射的空气动力噪声,应采用消声器进行消声处理。

  4、操作人员一方面可在监视室观察设备运行情况,另外也可到机旁巡回检查,以缩短人与噪声接触时间。检查时必须采取个人防护措施。

  以上措施对于防治和降低噪声危害具有重要作用,应在工作中注意落实,要重点注意在达不到噪声标准的作业场所,工作人员应佩戴个人防护用品(耳塞、耳罩等)。

  四、采暖、照明

  1、由于本区属于大陆性气候,夏季温暖多雨,冬季寒冷干燥,因此应做好天气寒冷时的采暖工作。在当地规定采暖期中,对主、副斜井采用空气加热措施。

  2、进风井口以下的空气温度必须在2℃以上。

  3、生产矿井采掘工作面空气温度不得超过26℃,机电设备硐室的空气温度不得超过30℃,当空气温度超过时,必须缩短超温地点工人的工作时间,并给予高温保健待遇。当采掘工作面的空气温度超过30℃、机电设备硐室的空气温度超过34℃时,必须停止作业。

  4、在气温低于5℃时,就应采取防寒措施。

  5、要加强采暖设备的安全管理,避免事故的发生。

  6、在照明时,井下的照明电压要使用安全电压。

  7、作业场所的照明照度要符合国家规定。

  8、照明的电线及灯具的选用应符合相关规定。

  9、照明导线的敷设要符合安全要求。

  10、导线要防止带电导体外露。

  五、工时、女职工和未成年工的保护

  本矿在工作制度上实行了年工作日数为330天,每天4班,每班6小时。以上的工作制度对于保证职工的安全、健康都是很有益的,应坚持执行。另外还应注意采取以下对策措施:

  1、工时制定上应遵守平均每周工作时间不超过40小时的规定。

  2、对女职工和未成年工的保护应遵守国家法律及相关规定:

  ⑴ 不可安排女职工从事井下作业、第四级体力劳动强度和其他禁忌从事的劳动。

  ⑵ 不可安排女职工在哺乳未满一周岁的婴儿期间从事国家规定的第三级体力劳动强度和哺乳期禁忌从事的劳动,不可安排其延长工作时间和夜班劳动。

  3、不可安排未成年工从事矿山井下、地面、有毒有害、国家规定的第四级体力劳动强度和其他禁忌从事的劳动。

  六、工业卫生设施

  本矿井为现代化花园式大型矿井,地面已经建有完善的工业卫生设施,其中包括综合办公楼、医院、单身公寓、休息室、食堂、灯房浴室等,可满足职工需要;另外,井下设有保健站,并备有电话、急救药品和担架等。

  第十章 开拓延深建设工期

  第一节 建设工期

  一、项目实施前期工作

  现矿井开拓延深的前期准备工作基本就绪,已经具备开工建设的条件。

  二、建设方式

  本矿井为开拓延深矿井,不增加生产能力。

  三、项目实施进度安排

  1、井巷工程进度指标

  根据施工单位的实际情况,并参考有关定额,确定井巷工程施工进度指标如下:

  岩巷:普掘施工方式,120m/月。

  煤层巷道:综掘锚喷:450 m/月。综掘锚杆:500 m/月。

  硐室:300m3/月。

  2、工程施工顺序

  本矿井水平延深施工工期排队,只进行了矿建工程的施工排队,安装工程应配合矿建工程的施工,交叉和平行施工,在保证施工质量的前提下,保证连锁工程的施工进度,从而保证完成建井工期。

  3、建设工期

  本次延深没有土建方面工程,根据对矿、安两类工程的统筹安排,矿、安两类工程平行作业。

  经计算,本矿井的矿建工程为关键工程,其建设工期为14月,其它安装工程结合矿建工程平行作业,另外工作面安装需要1个月,联合试运转工期2个月,则本项目建设工期为17月。

  第二节 产量递增计划

  矿井15号煤延深投产盘区为中部二盘区,一个盘区,一个综采工作面,两个综掘工作面。移交生产后,一年达到盘区设计生产能力90万t/a。

  预计3年后,9号煤结束回采,最终15号煤布置两个盘区,两个综采工作面,设计生产能力达到180万t/a。

  第十一章 技术经济

  一、管理机构组织

  目前王台铺矿有一整套完善的管理组织机构。其中行政领导班子成员包括矿长、生产矿长、总工程师、安全矿长、机电矿长、基建后勤矿长等。主要业务科室包括:生产技术科、机电科、调度室、通风科、安监科、综合办公室、基建后勤中心等。主要队组有3个综采队,4个综掘队,以及运输安装队、机电队、监测队等。

  15号煤开拓延深,最终达到设计生产能力1.8Mt/a后,主要队组为2个综采队,4个综掘队,以及运输安装队、机电队、监测队等。

  二、建设资金与筹措

  1、投资范围及划分

  矿井设计投资概算范围包括达到设计生产能力,新增加的全部井巷工程、设备及工器具购置费、安装工程和建设工程其它费用的投资。矿井利用已有的矿建、土建、设备安装等工程不计入投资范围。

  2、投资概算编制依据

  本矿井开拓延深初步设计投资概算的编制依据:主要是本项目的设计工程量及技术特征,参照邻近在建矿井工程的工程造价,设备价格按现市场询价计。概算指标:井巷工程按煤炭系统现行的99统一基价概算指标。材料预算价格采用现晋城市价格。

  3、建设投资概算

  本矿井概算总投资为26925.16万元,吨煤投资为149.58元/吨,投资构成详见下表11-1-1《项目总投资概算汇总表》。

  4、资金筹措

  本建设项目投资为26925.16万元,全部为企业自筹资金。

  四、主要技术经济指标

  矿井水平延深投产时主要经济技术指标,见表11-1《矿井主要技术经济指标表》。

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