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同家梁矿1、2号煤层开采设计说明书

作者:煤矿安全网 2012-10-25 来源:煤矿安全网

  同家梁矿1、2号煤层开采设计说明书

  前 言

  同家梁矿区位于大同市西南约20km处,矿区对外交通便利。井田走向长度3.00公里,倾斜方向长5.50公里,面积为13.43平方公里。本井田内有多层煤,但此次设计只考虑1、2号煤层,厚度分别为3.2米、3.5米,1号与2号煤层相距11.26米。煤层倾角平均为4度。井田可采储量为8458万吨,新井设计生产能力为150万吨/年,服务年限为79年。

  同家梁煤矿矿井工作制度为“三八”制,一面达产。开拓方式为立井单水平开拓,水平标高为850米。矿井主井采用箕斗提煤,副井采用罐笼作为辅助提升。工作面采用倾斜长壁采煤法,采用集中布置,采煤工艺为综采一次采全高煤。矿井运煤在大巷中采用胶带输送机运输,辅助运输采用1.5吨固定式矿车运输。矿井采用中央并列式通风,主扇工作方式为抽出式。

  第一章 井田概况及地质特征

  第一节 井田概况

  一、交通位置

  大同煤矿集团公司同家梁矿井田位于大同煤田向斜中段东南侧,地理位置在大同市西南约20km处,行政隶属大同市南郊区所辖。其地理坐标:东经112°58′29″-113°06′41″;北纬40界;东北部与白洞矿毗邻。

  铁路:

  

 

  口泉铁路支线从同家梁矿东南部穿过,并设有同家梁车站,自此向西沿口泉沟可达乔村,向东北经平旺车站而交汇于北同蒲线及大秦线,南可达太原,东可至秦皇岛,并可经大同北抵集宁、呼市、二连;东达北京等地。大同地区在口泉、西韩岭、湖东三地设编组站,煤炭货运及客运十分便利。

  公路:

  井田内主要有口泉至王村公路通过,向东北可经口泉至大同市而通往内蒙、北京、河北各地,亦可自口泉向东交于大(同)-运(城)公路干线,直达太原等地,区内尚有若干简易公路,公路交通亦十分方便。

  二、地形地貌及河流

  井田位于太岳山系霍山东麓南段,地形复杂,山岭起伏,沟谷纵限。沟谷多为“V”字型,区内基岩裸露,多植被覆盖,黄土零星分布,纵观全井田地势,北高南低,西高东低,其最高点位于井田北部边界附近的关山圪塔,海拔1389.0米,最低点位于井田西南部的沟谷,海拔1157.0米,相对高差232米,属中低山区。

  根据区域资料本区所处位置属口泉河流域补给径流带,区域内主要河流为甘河,其发源于山阴县北绵山东泉岭,向南流经口泉、南郊、甘河等到河南入黄河,全长300多公里。

  三、气象

  本区气候属暖温带大陆性干燥气候,多北风,受季风影响,冬季长而寒冷,春季干旱多风,夏季短而炎热,秋季凉爽。年平均气温8.6℃,一月份最冷,平均气温2.5℃,极端气温-30.2℃;6月份最热,平均气温16.7℃,极端气温37.5℃;雨季多集中在7、8、9三个月,年平均降水量607.7mm,年平均蒸发量1873.1mm,年蒸发量为降水量的3倍,霜冻期为十月上旬至次年三月底,年无霜期197天左右,最大冻土深度610mm。

  四、地震

  1949年以后,直到1989年发生大同县--阳高县地震为止,除1952年10月8日22时24分在崞县(北纬39.0°,东经112.7°)发生过5.5级地震(震中烈度八度)之外,大同及周围地区地震以众多的小震形式出现,绝大多数为无感地震,没有造成什么破坏。此后,1996年3月26日2时02分43.7秒,大阳地震区又发生5.8级地震(为大阳地震晚期强余震508次,其中3级以上7次,最大一次余震为4.9级,大同日报1991年3月27日)。

  五、矿区工农业概况及建材供应等情况

  农作物有玉米、谷子、药材、果品等。近年来林牧业有所发展。

  工业生产主要有采煤、焦化、水泥、耐火材料、陶瓷等。建材除钢材外,其它如石灰、砖瓦、沙石均可就地解决。

  六、水源、电源情况

  (1)、水源条件

  井田内水量有限,矿井生产、生活用水均需从附近杏家庄引入地下水。

  (2)、电源条件

  矿区电源一趟引自岩岭35kV变电站,另一趟引自大同二电厂110kv变电所。

  第二节 井田地质特征

  井田属基岩裸露区,二迭系上统上石盒子组一段、二段地表出露广泛,第四系主要分布在山梁及沟谷中。现根据地表填图及钻探钻孔揭露情况,井田内地层由老至新、由下而上详述如下:

  一、地层

  1、奥陶系中统上马家沟组(O2S)

  井田内未出露,岩性为灰—深灰色,厚层状石灰岩、泥质灰岩、白云质灰岩组成,其顶部为浅黄褐色或浅灰色石灰岩,局部发育小溶洞,其下部白云质灰岩含大量石膏。本组为一套正常浅海碳酸盐岩相的广海陆棚沉积物,据区域资料,本组厚267米左右。

  2、石炭系中统本溪组(C2b)

  井田内未出露,位于奥陶系侵蚀基准面上,为一滨海平原型淡化泻湖、滨海湖泊等海陆交互相的沉积建造。其岩性组合为下部为灰—灰白色铝土质泥质、泥岩及砂质泥岩,底部为灰色铁铝岩及呈窝状或薄层状的褐黄色黄铁矿 及其结核;上部为灰—深灰色泥岩、砂质泥岩、细砂岩,其顶部发育一层相当于“畔沟灰岩”层位的深灰色厚层状含方解石脉及燧石条带的石灰岩。本组地层厚度13.2—25.3米,平均20.41米,与下伏上马家沟组地层呈平行不整合接触。

  3、石炭系上统太原组(C3t)

  为一套海陆交互相沉积建造。主要岩性为砂岩、砂质泥岩、泥岩、铝土质泥岩、煤、泥灰岩及石灰岩等组成的多次海浸、海退韵律建造,其中K2、K3、K4三层石灰岩在全区稳定发育。按其岩性组合特征,可将本组划分为下列三段。

  第一段(C3t1):从太原组底砂岩(K1)至K2灰岩之底,其岩性主要为一套灰色长石英砂岩、灰黑色泥岩、铝质泥岩、砂质泥岩、炭质泥岩及煤组成,发育11下号、11号、10号、9号等煤层,其中,10号为大部可采煤层,其余为不可采煤层。本段厚度32.0—59.4米,平均46.80米。

  第二段(C3t2):由K2石灰岩底至K4石灰岩顶。其岩性以两层含燧石条带及腕足类化石的石灰岩及泥岩、砂岩和煤组成,K2石灰岩局部夹海相泥岩,发育有7、8号不可采煤层。本段厚度29.2—36.6米,平均 32.92米。

  第三段(C3t3):由K4顶至太原组顶部,岩性主要由深灰色石灰岩、灰黑色泥岩、砂质泥岩及煤层组成,下部为泥岩—煤的沉积组合;中部为泥岩—砂质泥岩(粉砂岩)—煤的组合;上部为一套泥岩—砂质泥岩—泥岩的沉积组合。沉积有4上、4、6及6下号不可采煤层。本段厚度31.2—52.8米,平均50.4米。

  本区太原组是在本溪组之上厚度较大的一套含煤地层沉积,其厚度平均为130.12米,最大为137.23米,最小为108.72米,与下伏本溪组地层呈整合接触。

  4、二迭系下统山西组(PlS)

  井田未出露。为一套陆相含煤建造。主要由灰—深灰色中细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩及3—4层煤组成。含01号、l号、2号 、3号等煤层。其中1、2号煤层为全井田发育、基本全井田可采之稳定煤层,其余为不可采煤层。其底部发育一层含有菱铁质结核的细粒砂岩(K7),与下伏地层呈整合接触。本组厚度29.87—44.15米,平均38.53米。

  5、二迭系下统下石盒子组(P1X)

  为一套陆相河流碎屑岩建造。主要由黄绿色—灰白色中细砂岩、砂质泥 岩及泥岩等组成。其底部以一层灰白色厚层状的中细粒砂岩(K8)为底,与下伏地层呈整合接触。本组地层下部尚有灰黑色泥岩、煤线,而其上部出现紫红色含鲕粒的铝质泥岩或砂质泥岩,表明该区气候由湿润渐转为炎热干早,成煤期逐渐结束。本组厚度86.52—106.98米,平均98.7左右。

  6、二迭系上统上石盒子组(P1S)

  本组地层区内广泛分布,主要为一套黄绿色的砂岩、砂质泥岩及紫红色泥岩、铝土泥岩迭次出现、互为夹层的广阔湖盆河流相沉积。按其岩性组合特征可分为三段,详述如下:

  第一段(P2S1):有黄绿、浅黄色夹紫红色中—厚层状泥岩、铝土泥岩、砂质泥岩和黄绿色中—厚层状细—中—粗粒砂岩及粉砂岩组成。其底层以一层厚约9.28米左右的黄绿色中粗粒砂岩(K10)与下伏的下石盒子组分界,二者连续沉积,下部主要以黄绿色、紫红色泥岩、砂质泥岩为主;上部以黄绿色砂质泥岩、砂岩互层组成,夹有灰色泥岩及薄层紫红色泥岩,本段厚度160—190米,平均170米左右。

  第二段(P2S2):本段下部为紫红色、黄绿色泥岩、砂质泥岩与黄绿色细砂岩互层;底部一层厚20米左右,呈灰—灰白色、黄绿色中粗粒硬砂岩(K11)与第一段分界,该砂岩成分以石英为主,长石次之,局部含有石英砂砾,泥质、钙质胶结,具交错层理,全区稳定发育;上部以黄绿色、紫红色泥岩为主,局部夹有砂质泥岩条带,本段泥岩破碎风化强烈,呈碎小片状,地貌呈丘状,与抗风化能力强的砂岩互层相邻,形成了凹凸相问的地貌特征。本段厚度70—110米,平均95米左右。

  第三段(P2S3):本段岩性以紫红、黄绿色泥岩为主,水平层理发育。底部为一层黄绿色、灰绿色中厚层状中—细粒硬砂岩与下伏第二段分界,该砂岩成分以石英为主,长石、岩屑次之,含少量白云母碎片,厚度变化大,一般厚为5—10米;下部以紫红色泥岩与黄绿色砂岩互层为主,夹有薄层黄绿色泥岩;上部以黄绿色、灰绿色泥岩及砂岩互层为主,夹有薄层状紫红色泥岩,本段厚度80—120米,平均105米左右。

  本组地层在井田内大面积遭受不同程度的风化剥蚀,因而大面积出露,本组地层的第一段(P2S1)、第二段(P2S2)。本组从岩性上看,每一段均以一层厚层状中粗—中细粒硬砂岩为底。而总的岩石组成特征比较近似,以砂岩与泥岩或砂质泥岩为主;从颜色上看,本组地层为一套杂色岩层,下部以紫红色、黄绿色、灰绿色岩层互层产生,向上紫红色岩层增加,黄绿色、灰绿色岩层相对减少,其沉积环境为经过下石盒子组沉积后的又一陆相沉积,河湖相砂岩沉积相当发育,沼泽相沉积由下往上渐少或消失,在地理、气候环境可由本组的沉积特征归纳为:炎热而干燥气候条件下,地势平坦,河流纵横的冲积平原环境。

  7、第四系

  (1)中更新统离石组(Q2)厚0—30米,一般10米左右,为浅黄色—浅棕色亚砂土、亚粘土及砂质粘土,以粘土为主,中下底含接合层,不整合于下部较老地层之上,主要分布于梁峁山垣地带。

  (2)全新统(Q4)厚0—10米,一般5米,系近代冲(洪)积层,分布于小沟谷中,多以灰岩、砂岩之砾及卵石、砂粒组成,常混杂泥质,分选差。

  二、地质构造

  1、区域构造

  本区位于华北地台大同盆地西翼,紧靠太岳山经向构造带中的霍山隆起之东缘南段,区域总体构造主要为一走向北东,倾向南东的单斜构造倾角5-20°,西南边缘局部可达30°左右。受本区基底构造的控制及影响,在此主体单斜背景上发育了一系列属新华夏构造体系的次级褶皱构造,特别是西南部褶曲发育,轴向多呈北北西和北西向,较大的有柳湾背斜、马家岭向斜、北岭西向西背斜、北岭西背斜、北岭东向斜和张庄背斜。

  2、井田构造

  本井田位于该单斜构造之西部,井田呈一宽缓的山斜构造,轴向东西,向东缓缓倾伏,两翼基本对称,南翼倾角4°—7°,北翼稍陡倾角8°—°度,井田断裂构造不发育,目前尚未发现有断层存在,构造简单为一类。地层平均总厚130.12米。

  三、水文地质

  (一)区域水文地质概况

  根据区域资料本区所处位置属口泉河流域补给径流带,区域内主要河流为甘河,其发源于山阴县北绵山东泉岭,向南流经口泉、南郊、甘河等到河南入黄河,全长300多公里,流域面积省境内890 m2。

  1、奥陶系中统上马家沟组碳酸盐岩裂隙—岩溶含水层

  下庄普查共施工奥灰延深孔3个,其延深深度分别为6号孔161.46米,9号孔64.48米,10号孔15.02米,其中6号孔揭穿上马家沟组全部,其岩性主要为石灰岩、泥灰岩、白云质灰岩,具裂隙,但大都被方解石脉或石膏充填,含水层不大。钻孔消耗量最大为1.00 m3/小时,一般为0.50—0.8 m3/小时。此外,9号、10号钻孔为涌水孔,9号孔从35.30米开始涌水,10号孔从122.32米开始涌水,两孔直至孔底,一直涌水。因未对奥灰岩岩溶水进行抽水试验,故难对奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层含水性做出准确评价。井田内6 号孔奥灰岩进尺161.46米,通过岩芯鉴定,此段岩溶裂隙不发育,含水较弱。因此要准确判定该井田奥灰岩岩溶裂隙含水层含水性须对奥灰地层进一步揭露,并进行抽水试验。

  2、石炭系中统本溪组隔水岩层

  本组以灰色、深灰色铝土质泥岩、泥岩及砂质岩为主,致密块状,局部有不稳定定的石灰岩、细砂岩,裂隙不发育。层厚13.2—25.3米,平均20.41米,属于柔性岩石,水渗透能力很差,为良好的隔水层。

  3、石炭系上统太原组K2、K3、K4石灰岩裂隙岩溶含水层:三层灰岩在区内广泛分布,K2灰岩层厚6.57—13.07米,平均厚度9.62 米,为9号煤的直接顶板,裂隙较发育,消耗量为0.05—0.20 m3/时。

  K3灰岩层厚4.10—6.85米,平均厚度5.88 米,岩性为深灰色石灰岩,裂隙较发育,消耗量为0.05—0.10 m3/时。

  K4灰岩层厚2.30—4.57米,平均厚度3.64米,岩性为深灰色石灰岩,裂隙发育,消耗量为0.10—0.50 m3/时。

  4、二迭系下统山西组及下石盒于组K8砂岩裂隙含水层,该组砂岩区内分布广泛,山西组砂岩层厚4.58—10.74米,平均厚度7.04米,裂隙不发育,消耗量为0.01—0.10/时。

  K8砂岩层厚l—11.4米,平均厚度为5.66米,岩性为中细砂岩,为下石盒于组与山西组的分界标志层,局部有裂隙发育,消耗量为0.02—0.10 m3/时。

  5、二迭系下统下石盒子组上段K9及中部砂岩裂隙含水层组

  该组砂岩裂隙不发育,消耗量为:0.01 m3/时。中部中砂岩,层厚5.98米,裂隙较发育,消耗量为0.01 m3/时。

  6、二迭系上统上石盒子组K10砂岩裂隙含水层组,K10砂岩厚3—15.33米,平均9.28米,岩性为中粗砂岩,裂隙不发育,消耗量为0.01 m3/时。

  7、二迭系上统上石盒子组K10以上砂岩裂隙含水层组,K10砂岩以上共有4层中粗砂岩,厚度由下而上分别为8.44 米、2.43米、6.50米、2.65米,裂隙不发育,消耗量为0.01—0.02 m3/时。

  8、第四系冲洪积孔隙含水层

  局部分布,以砂砾石为主,层厚0—10米,一般5米,含水性较差,并随季节和降水的变化而变化。

  (二)矿井涌水量预算

  我矿现开采1号层,顶板岩性变化不大,含水层基本稳定,井下涌水量为288—360m/d。正常涌水量为320m/d,最大涌水量为400m/d。

  第三节 煤层特征

  (一)煤层

  本井田设计的为采1号和2号两层煤:

  1号煤层位于山西组上部,上距K8砂岩0.40—17.20米,平均6米,下距2号煤层0.25—16.63米,平均11.62米左右,煤层厚度3.6—2.8米,平均3.2米,结构简单,不含夹矸。

  14号煤层位于山西组中部,上距1号煤层0.25—16.63米,平均11.62米,下距K2灰岩25米左右,煤层厚1.8—3.2米,平均3.0米,结构简单,含0-1炭质泥岩夹矸。

  (二)煤质

  1、物理性质

  根据普查勘探资料:区内各可采煤层为黑色、玻璃—沥青光泽、粉末状、块状,1号煤层容重为1.36t/m3;2号煤层容重为1.30t/m3。各煤层简述如下:

  1号煤层:黑色、半光亮型—光亮型、粉末状、粒状、玻璃—沥青光泽,内生裂隙发育,性脆易碎。

  2号煤层:黑色、半光亮型—光亮型、粉末状、粒状、玻璃—沥青光泽,内生裂隙发育,性脆易碎。

  2、煤的化学性质工艺性及煤类

  1号煤层 : 水份[Mad]:原煤0.46—0.69%,平均0.57%,变化不明显;洗煤0.5—0.56%,平均0.53%,基本稳定。 灰分[Ad]:原煤9.82—13.73%,平均11.77%;洗 6.90—6.97%,平均6.93%,稳定。属低灰煤。挥发份[Vdaf]:原煤20.85—21.87%,平均21.36%,稳定;洗煤19.86—20.49%,平均20.17%,稳定。全硫[Std]:原煤0.39—0.5%,平均0.45%,基本稳定;洗煤0.42—0.5%,平均0.46%,稳定,特低硫。空气干燥基高位发热量[Qgrdaf]:原煤31.745—33.232MJ/kg,平均32.488MJ/kg;洗煤33.896—34.390MJ/kg,平均34.143MJ/kg,为高发热量煤。灰份成份分析:以二氧化硅(Si02)和三氧化二铝(Al203)为主。其中二氧化硅(Si02)含量42.65%,三氧化二铝(Al203)含量41.41%,另外还有三氧化二铁(Fe203)为8.72%,氧化钙(CaO)为1.32%,氧化镁(MgO)1.74%等。灰熔融性(DT):>1500°C,变形温度较高,属难熔灰份。

  2号煤层:水份[Mad]:原煤0.48—0.76%,平均0.63%,变化不明显;洗煤0.29—0.58%,平均0.48%,基本稳定。灰分[Ad]:原煤5.52—28.60%,平均16.87%;洗 4.69—7.19%,平均5.94%,基本稳定。挥发份[Vdaf]:原煤20.28—22.22%,平均21.37%;洗煤18.65—21.49%,平均19.87%,稳定。全硫[Std]:原煤0.34—2.67%,平均1.17%,变化较大;洗煤0.4—0.6%,平均0.49%。空气干燥基高位发热量[Qgrdaf]:原煤25.036—34.144MJ/kg,平均30.254MJ/kg;洗煤33.557—35.429MJ/kg,平均34.629MJ/kg,为高发热量煤。灰份成份分析:以二氧化硅(Si02)和三氧化二铝(Al203)为主。其中二氧化硅(Si02)含量52.77%,三氧化二铝(Al203)含量35.46%,另外还有三氧化二铁(Fe203)为5.13%,氧化钙(CaO)为1.11%,氧化镁(MgO)1.3%等。灰熔融性(DT):>1500°C,变形温度较高,属难熔灰份。

  3、煤类的确定及其依据

  1号煤层:洗煤挥发份20.30%,粘结指数91,胶质层厚度Y(mm)8。该煤为焦煤,牌号25,即JM25。

  2号煤层:洗煤挥发份18.65—21.49%,平均19.87%,粘结指数75--94,平均84,胶质层厚度Y(mm)9.5—20,平均14.0。该煤为焦煤,牌号15,即JM15。

  4、 煤的可选性

  井田内可采煤层12号、14号煤为焦煤。现在依据下庄井田普查时煤芯煤样化验精煤回收率作理论分析如下:

  1号煤层净煤回收率68.1—69.2%,平均68.6%,理论净煤回收率级别为良,属易选。

  2号煤层净煤回收率44.2—58.5%,平均50.6%,理论净煤回收率级别为中等,属较易洗选。

  5、煤的工业用途评价

  1号煤层:原煤灰份9.82—13.73%,平均11.77%,原煤全硫0.39—0.5%,平均0.45%,发热量31.745—33.232MJ/kg,平均32.488 MJ/kg。1号煤为特低灰—低灰、特低硫高发热量焦煤,可作为炼焦用煤,通过洗选,可以降低灰份,达到特低灰。

  2号煤层:原煤灰份5.52—28.60%,平均16.87%,原煤全硫0.34—2.67%,平均1.7%,发热量25.583—35.144MJ/kg,平均30.254 MJ/kg。2号煤为特低灰—富灰、特低硫—富硫高发热量焦煤,通过洗选,可以降低灰份,达到特低灰、特低硫,可作为炼焦用煤。

  (三)矿井主要水害及预防措施

  矿井充水因素主要为顶板以上砂岩裂隙水及采空区积水向巷道渗漏。由于山西组砂岩含水层在井田范围含水性不强,水量有限,只要正常进行抽排,一般不会发生水害事故。矿井另一个充水因素为邻近生产矿井废弃巷道和采空区积水。今后若靠近边界附近开采时,应详细调查相邻煤矿开采情况和废弃巷道和采空区积水情况,以防巷道相互贯通引发水害影响。

  (四)供水水源

  井田内水量有限,矿井生产、生活用水均需从附近杏家庄引入地下水。

  四、其他开采技术条件

  1、顶底板条件

  1号煤其顶板以泥岩为主,局部为砂质泥岩,底板为粉砂岩、砂质泥岩、泥岩,该煤层井田内全部发育、全区可采稳定为一型。

  2号煤其顶板为泥岩、砂质泥岩、中砂岩,底板为砂质泥岩,局部为细砂岩,该煤层井田内全部发育、全部可采,稳定为一型。

  2、瓦斯、煤尘和煤的自燃

  (1)瓦斯

  1997年普查勘探时,于9号钻孔采用密封罐取样器采取了2号煤层瓦斯样,并进行了现场解吸和实验室瓦斯含量试验,从现场解吸及分析成果看,井田2号煤层瓦斯含量较高,现场解吸(CH4 + CO2)为3ml/g,实验室瓦斯含量CH4为10.16ml/g,CO2为0.46ml/g。另距本区东北约25公里处云岗煤矿资料,1号煤层瓦斯相对涌出量为4.2 m3/t。

  (2)煤尘

  勘探施工在钻孔中采样作了1号、2号煤层的煤尘爆炸性试验,结果如下:

  1号煤层:火焰长度,60-70mm;加岩粉量55-60%,有爆炸危险性;

  2号煤层:火焰长度,50mm;加岩粉量55%,有爆炸危险性。

  (3)煤的自燃

  依据普查勘探资料将1、2号煤自燃倾向性叙述如下:

  1号煤层吸氧量0.7398—0.7635(cm3/g),自燃等级Ⅱ;

  2号煤层吸氧量0.6844—0.8283(cm3/g),自燃等级Ⅰ—Ⅱ。

  第二章 井田境界和储量

  第一节 井田境界

  在煤田划分为井田时,要保证各井田煤田各部分都能得到合理的开发。煤田范围划分为井田的原则有:

  1、井田范围内的储量,煤层赋存情况及开采条件要与矿井生产能力相适应;

  2、保证井田有合理尺寸;

  3、充分利用自然条件进行划分,如地质构造(断层)等;

  4、合理规划矿井开采范围,处理号相邻矿井间的关系。

  井田东西长3.00公里,南北宽5.50公里,面积,13.43平方公里。井田呈一宽缓的山斜构造,轴向东西,向东缓缓倾伏,两翼基本对称,南翼倾角4—7度,北翼稍陡倾角8—12度,井田断裂构造不发育,目前尚未发现有断层存在,构造简单为一类。

  第二节 矿井工业储量

  1、资源/储量估算范围

  本次参与资源/储量估算的煤层为该矿设计开采的1、2号煤层,资源/储量估算边界范围为井天边界所圈定的范围。

  2、工业指标确定

  1、依据《煤炭资源地质勘探规范》关于化工、动力用煤的标准:计算能利用储量的煤层最低厚度为0.8m,原煤灰分不大于40%,计算暂不能利用储量的厚度为0.7m—0.8m;

  2、依据国务院过函(1998)5号文《关于酸雨控制及二氧化硫污染控制区有关问题的批复》内容要求:禁止新建煤层含硫份大于3%的矿井。硫份大于3%的煤层储量列入平衡表外的储量;

  3、井田范围内的煤炭储量是矿井设计的基本依据,根据(《矿井设计指南》中矿大出版社 陈吉昌主编)

  4、储量计算厚度:夹石厚度不大于0.05m时,与煤分层合并计算,复杂结构煤层的夹石厚度不超过每分层厚度的50%时,以各煤分层总厚度作为储量计算厚度;

  5、井田内主要煤层稳定,厚度变化不大,煤层产状平缓,勘探工程分布比较均匀,采用地质块段的算术平均法。

  6、煤层容重:1号、1.36t/ m3;2号1.30t/ m3。

  3、资源/储量估算方法与有参数的确定

  由于井田内主要可采煤层厚度变化不是太大,地层平缓,其倾角均小于15°,故采用煤层铅垂厚度和水平投影面积来估算资源量。本井田面积:13.43平方公里。井田范围内1号、2号煤层全层可采,煤层赋存条件较好,顶底板条件良好。1号煤层平均厚3.2米,2号煤层平均厚3.0米。

  其工业储量计算如下:

  Zc = S × h ×ρ

  式中: Zc ——表示矿井工业储量

  S ——表示井田面积

  H ——表示煤层厚度

  ρ——表示煤的密度,即容重取1.36/m3

  1号煤层:

  Z1 = 13.43× 106 × 3.2× 1.36

  = 61954202(吨)

  2号煤层:

  Z2 = 13.43 × 106 ×3× 1.30

  = 55519620(吨)

  矿井工业总储量:

  Zc = Z1 + Z2

  = 61954202+ 55519620

  = 117473822(吨)

  4、资源/储量估算结果

  经本次估算,共获得1、2号煤层工业储量117473822吨,其中1号层工业储量为61954202吨,2号层工业储量为55519620吨。

  第三节 矿井可采储量

  矿井设计储量计算

  矿井可采储量:

  Z = ( Zc – P )× C

  式中: Z ——表示矿井可采储量

  Zc ——表示矿井工业储量

  P ——表示保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物等留置的永久煤柱损失量,本矿井按储量的10%计算

  C——表示采区采出率,1号、2号煤层都属于中厚煤层,故取 C = 0.8

  即,本矿井可采储量为:

  Z = (117473822- 117473822×10% )× 0.8

  = 84581152(吨)

  第三章 矿井工作制度、设计生产能力及服务

  第一节 矿井工作制度

  按照《煤炭工业矿井设计规范》规定:矿井设计生产能力按年工作日300天计算。所以,本矿井设计年工作日数为300天。依据《规范》矿井年工作日为300天。关于工作制度,按每班完成的循环次数应为整数,即每一个循环不要跨班完成,否则不便于工序之间的衔接,施工管理也比较困难,不利于实现正规循环作业。本设计采用三八制,每天两班作业,每班工作八小时,两班生产,一班维修, 每班净工作时间为8个小时。

  第二节 矿井设计生产能力及服务年限

  矿山生产能力是矿山建设最重要的问题之一,生产能力确定的正确与否直接关系着企业投资和经济效益的好坏,因此必须认真的深入的调查研究以确定好矿山的生产能力。

  《煤炭工业矿井设计规范》第221条规定:矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素,经多方案比较或系统优化后确定。

  矿区规模可依据以下条件确定:

  1、开发条件:包括矿区所处地理位置(是否靠近老矿区或大城市),交通(铁路、公路、水运),用户、供电,供水,建筑材料及劳动力来源等,条件好者,应加大开发强度和矿区规模;否则应缩小规模;

  2、根据国家需求:对国家煤炭需求量(包括煤质、产量等)的预测是确定矿区规模的一个重要依据;

  3、投资效果:投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模,反之缩小规模。

  根据实际情况、井田境界、煤层赋存条件、煤炭需求量及生产的需要,确定本井田年产量为150万t/年。

  三、同时生产水平的数目的确定

  本次设计考虑一水平联合层开采1、2号煤层保证矿井150kt/a设计生产能力。

  四、矿井及水平服务年限

  的计算

  矿井生产能力及服务年限是衡量矿区开拓的主要内容,它的大小体现了矿井的开采程度,它不但影响一个矿井的开采技术经济效果,而且影响到整个矿区乃至国民经济的发展。

  如果矿井生产能力确定过小,其服务年限可能过长,将大量积压已勘探的煤炭资源,反之若生产能力过大,可能造成矿井长期达不到设计产量或生产分散,接替紧张以致矿井服务年限过短,矿井很快报废,机械设备不能发挥其应有的能力,造成投资大收益小,且过短的服务年限会影响到其它工业的协调发展。

  因此《规程》规定了大,中,小型矿井的服务年限以及生产能力与服务年限的关系式:

  (3-1)

  式中: T—矿井服务年限, a;

  —矿井可采储量, 万t;

  A—矿井生产能力, 万t/a;

  K—储量备用系数, 本矿井取1.40。

  矿井服务年限:

  T=8458.1152/150*1.4

  =79(a)

  则 ,T=79年符合《设计规范》对大型矿井的有关规定。

  由以上计算可知:同家梁矿井服务年限满足规定要求,矿井生产能力150万t/a合适。

  第四章 井田开拓

  第一节 井田开拓的基本问题

  一、矿井工业场地位置选择

  工业广场选择于安泽县唐城镇上庄村与下庄村间,工广地面开阔,有足够的场地布置主、副井地面生产系统;目前已具备较好的供电条件,地面运输条件良好,供水距离较近,征地费用较便宜,而且避开北面的高山

  二、 开拓方式的确定

  工业广场位于安泽县唐城镇上庄村与下庄村间,该处煤层埋深约430m左右。方案一采用双立井开拓,主立井内设置多绳提煤箕斗,风井为对称并列专用回风井。这种布置方式投资大,但矿井通风能力大,生产干扰大,要求较高的生产管理水平。方案二采用主、副斜井及回风立井开拓方式,主斜井作为主提升井,副立井内作为运送材料、提升矸石之用,采用料石砌碹支护方式,主井筒内铺设胶带输送机,作为主提升井,担负全矿井的煤炭提升任务,井筒方位角为90°,井筒倾角为23°兼作进风井,同时布置所需综合管线,主井内铺设台阶并安装扶手作为矿井的安全出口。副斜井井筒方位角为90°,井筒倾角为25°,采用料石砌碹支护方式,井筒内铺设轨道,担负全矿井的矸石、材料、人员这样布置一是矿通风能力不受限制,其次,这样布置对于管理水平不高的地方矿来生产干扰小,易于管理

  三、开拓方式的选定

  根据开拓方式布置原则、工业场地位置的选择和煤层赋存条件,根据以往经验和大量资料设计只提出了两个开拓方案进行比选,方案分述如下:

  1、方案一:工业广场位于上安泽县唐城镇上庄村与下庄村间,双立井开拓,主立井井筒倾角为90° ,井筒深470m,井筒净断面19.625 m2,井筒内设置两套16吨立井多绳提煤箕斗,作为提煤用;副立井井筒深470m,井筒净断面38.465 m2,井筒内设置一对一吨矿车双层双车罐笼,一个材料罐笼带平衡锤。担负全矿井的材料、设备、矸石等全部提升任务,并兼作进风井,同时布置所需综合管线,主井内铺设台阶并安装扶手作为矿井的一个安全出口。风井1井筒方位角为90°,井筒深470m,风井2井筒方位角为0°,井筒深470m。风井井筒净断面19.625,采用料石砌碹支护方式,井筒内铺设台阶并安装扶手作为矿井的一个安全出口。矿井通风方式为两翼对角式。

  2、方案二:工业广场位于上安泽县唐城镇上庄村与下庄村间,采用主副斜井、立井回风开拓方式,主斜井井筒倾角为23°, 主斜井斜长 1497.7m,主井筒内铺设胶带输送机,作为主提升井,担负全矿井的煤炭提升任务,井筒方位角为90°,同时布置所需综合管线,主井内铺设台阶并安装扶手作为矿井的安全出口,并兼作进风井。副斜井井筒方位角为90°,井筒倾角为25°,副斜井斜长 1108.2m,井筒内铺设轨道,用电机车担负全矿井的矸石、材料、人员运输任务,并兼作进风井,井筒内设置安全出口。一号回风立井井筒垂深435m;二号回风立井井筒垂深470m。矿井通风方式为中央并列式。

  通过上面方案比较分析:方案一和方案二的总费用相差不大,不足10%。方案一的初期投资费用和基建费、生产经营费用比方案二少、压煤少,故此选用方案一。

  第二节 矿井基本巷道

  一、井筒数目及用途

  1、井筒数目及用途

  矿井移交生产至达到设计能力时,先开凿3个井筒,即主立井、副立井、回风立井1,后期再开风井2。各井筒用途分述如下:

  二、井筒布置及装备

  1、主井:由于本井田地处平原,加之煤层埋藏较深、表土层较厚,不具备斜井与平峒的开拓条件,故而采用立井开拓。其断面图如图2-4-1所示。

  主井井筒断面布置图 图2-4-1

  2、副井:井筒采用圆形断面,井壁采用锚喷支护,副井主要用来运输人员、设备、材料以及提升矸石,兼做通风、排水、供电用。其断面图如图2-4-2所示

  副井井筒断面布置图 图2-4-2

  3、风井:风井井筒采用圆形断面,采用锚喷支护。风井除了矿井回风之用,其断面图如图2-4-3所示。

  风井井筒断面布置图 图2-4-3

  井底车场

  一、井底车场形式的选定

  井底车场设计原则:

  (1) 要留有一定的富裕通过能力,一般要求大于矿井设计能力的30%;

  (2)设计车场时要考虑矿井增产的可能;

  (3) 尽可能的提高机械化水平,简化调车作业,提高通过能力;

  (4) 考虑主、副井之间施工的短路贯通;

  (5)注意车场处的围岩及岩层含水性,破碎情况,避开破碎和强含水层;

  (6)井底车场要布置紧凑,注意减少工程量等。

  井底车场采用立井刀把式环形车场,采用顶推调车。车场巷道采用半圆拱断面,锚喷支护。

  二、井底车场硐室名称及位置

  在副井井底布置有水泵房、水仓、中央变电所、管子道、调度室及医务室等主要硐室。井底车场巷道和主要硐室均采用半圆拱断面,锚喷支护。

  井底车场布置图 图2-5-1

  第七章 井下运输

  第一节 概述

  根据选定的开拓方案,矿井大巷材料运输采用电机车运输,铺设轨道;运输大巷内煤的运输采用胶带输送机运输。材料大巷采用10吨架线式电机车运输,采用600毫米轨距的22Kg/m钢轨。带区内辅助运输采用SSJ-1200/400胶带输送机。

  各带区采出的煤,通过工作面运输斜巷、溜煤眼、运输大巷、石门皮带运输巷运至井底煤仓,再通过主立井将煤运至地面。

  各带区所需的材料和设备,通过副立井下放至井底车场,再通过井底车场、轨道大巷、运料斜巷、工作面材料斜巷运至各工作面。

  各带区掘进所出的矸石,通过工作面材料斜巷、运料斜巷、轨道大巷、井底车场,通过副立井将矸石提至地面。各井巷钢轨类型:集中轨道大巷22kg/m;工作面轨道斜巷15kg/m。

  第二节 带区运输设备选择

  根据矿井地质条件及生产矿井的实际情况,设计在轨道大巷内采用ZK10-6/550型架线电机车牵引矿车进行辅助运输,在运输大巷内采用SSJ-1200/4×2000型带式输送机运输煤炭,其主要技术特征如下:

  ZK10-6/550型电机车主要技术特征表 表3-3-1

  第八章 矿井提升

  第一节 概述

  1、矿井生产能力为180万t/a,服务年限为61.2年;

  2、矿井正常开采时期估计矸石量为煤炭采出量的10%,即180×0.1=18万吨/年,矸石容重平均为2.5t/m3;

  3、矿井工作制度采用“三八”制,两班采煤,一班检修。矿井最大班下井人数240人;

  4、矿井运煤采用胶带输送机,辅助运输采用1.5t固定式矿车;

  5、矿井属低瓦斯矿井,煤层有自然发火倾向,发火期为6-8个月,煤层有爆炸性;

  6、矿井日净提升时间根据《煤炭工业设计规范》要求定为14小时。

  第二节 主副井提升

  (一)主井提升

  本矿井年产量为A=180万t/a,矿井工作制度为三八制,年提升时间按b=330d/a,日净提升时间按t=14h计。矿井为立井带区开采,提升方式为箕斗提升,主立井最大垂深470m,散煤容重取r=1.0t/ m3。

  1、.最大提升速度:

 

  1、提升钢丝绳的选择

  绳端载荷Qd:

  Qd=Qz+z(G+G0)

  式中: Qz——罐笼质量,kg;

  Q——一次提升量,kg;

  z——每次提升矿车数;

  G——矿车货载质量,kg;

  G0——矿车质量,kg。

  Qd=5800+2(1.1×2×1000+600)

  =8600kg

  钢丝绳最大悬垂长度Hc:

  Hc = HH+Ht+Hk

  式中:HH—尾绳环高度,为12m;

  Ht—提升高度,为470m;

  Hk—提升容器在卸载位置时,容器底部至主导轮轴线高度,为11m.

  Hc =12+564.48+11=587.48m

  确定钢丝绳每米质量p

  p≥(Qz+z(G+G0))/n(1.1σB/ ma-Hc)

  =(5800+2(1.1×2×1000+600))/4(1.1×17000/9-587.48)

  =1.44kg/m

  ma = 9.2 - 0.0005 Hc = 9

  式中:n——钢丝绳数。

  选取6×37股钢丝绳,钢丝绳直径:d=19.5mm; 钢丝直径为:δ=0.9mm; p=132.7kg/100m; 钢丝破断力Qq=23950kg

  验算钢丝绳的安全系数:

  nQq/(Qz+z(G+G0)+npHc)

  =4×23950/10249

  =9.34>9

  2、多绳摩擦式提升机的选择:

  主导轮直径:D/d≥80 D≥80×19.5=1560mm

  钢丝绳作用在主导轮上的最大净张力Fj:

  Fj=(Qz+z(G+G0)+np Hc)

  =10249kg

  钢丝绳作用在主导轮上的最大净张力差Fc:

  Fc=Zg=2×0.75×2.5×1000=3750kg

  选择提升机型号为:JKM-2.8/4(Ⅱ)

  其参数为:

  主导轮直径:2.8m; 导向轮直径为:2.5m;

  钢丝绳最大静张力为:300KN; 钢丝绳最大静张力差为:90 KN;

  最大提升速度为:11.8m/s; 减速器型号为:ZHD2R-140;

  电动机最大转速为:750转/分; 传动方式:单电机/双电机

  外形尺寸:7200×8500×2800 机器总重量为:54.9t

  适用年产量为:120--240万吨。

  第九章 矿井通风及安全技术

  第一节 概况

  本矿井设计为近水平开采。煤质稳定,硬度中硬,普氏硬度为2~3,均属气煤,低硫高灰分。煤层的埋藏深度为-250~-1200m之间。因而设计单开采水平,标高-470。矿井属低瓦斯矿井,相对瓦斯涌出量为4.2m3/t。各煤层均有自然发火倾向,发火期为6-8个月,煤层有爆炸性。

  第二节 采区及全矿所需风量

  (一)确定矿井所需风量

  1、矿井所需风量Qk是各个用风地点所需风量之和,并乘以适当的系数。

  矿井所需风量Qk:

  Qk=(Qai+Qbi+Qci+Qdi)×K

  式中: Qai—各回采工作面和备用工作面所需风量之和,m3/min;

  Qbi—各掘进工作面所需风量之和,m3/min;

  Qci—各硐室所需风量之和,m3/min;

  Qdi—其它巷道所需风量之和,m3/min,本矿井不做考虑;

  K—矿井通风系数,抽出式通风且矿井年产量≥90万吨/年,该系数取1.15。

  2、按井下同时工作的最多人数计算矿井总风量

  Qk=4×N×K1

  式中:4—以人数为计算单位的供风标准,是对每人每分钟供给4m3的规定风量;

  N—在井下同时工作的最大人数,本矿井取240人;

  K1—矿井通风备用系数,抽出式取1.15。

  Qk=960m3/min=16m3/s

  3、按实际需要计算矿井所需总风量

  Qk=(Qai+Qbi+Qci+Qdi)Kl

  式中: Qai—回采工作面和备用工作面所需风量之和,m3/min;

  Qbi—各掘进工作面所需风量之和,m3/min;

  Qci—各硐室所需风量之和,m3/min;

  Qdi—除上述各用风地点外,其它巷道所需风量之和m3/min。

  Kl—矿井通风系数,对于中央并列式,取Kl =1.25。

  4、回采工作面所需风量计算

  (1)按沼气(或二氧化碳)涌出量计算

  根据《煤炭安全规程》之规定,按回采工作面回风巷风流中沼气的浓度不得超过1%的要求计算。

  Qai=100qgaiKai,m3/min

  式中:Qai—第i个回采工作面实际需要风量,m3/min;

  qgai—该回采工作面回风巷风流中沼气(或二氧化碳)的平均绝对涌出量,m3/min;

  Kai—该该回采工作面的瓦斯涌出不均衡系数,是指在正常生产条件下,该回采工作面回风巷风流中沼气(或二氧化碳)的最大绝对涌出量与平均绝对涌出量之比,一般为1.2~2.1,本矿井取1.4。

  代入本矿井数据得:Qai=2450m3/min

  (2)按工作面气温与风速的关系计算

  回采工作面应有良好的气候条件,其气温与风速的关系应符合下表的要求。

  工作面气温与风速对应关系表 表5-2-1

  回采工作面的空气温度(℃)回采工作面的风速va(m/s)

  <150.3~0.5

  15~180.5~0.8

  18~200.8~1.0

  20~231.0~1.5

  23~261.2~1.8

  据上表,本回采工作面气温为17℃,回采工作面达到良好的气候条件的风速取0.6m/s。

  回采工作面所需风量Qa

  Qai=60×va×sa×ki

  式中: Qai—采煤工作面所需风量,m3/s;

  va—回采工作面的风速,本矿井取0.6 m/s;

  Sa—回采工作面平均有效断面,为16.5m2;

  Ki—工作面长度系数,取1.4。

  Qai =60×0.6×16.5×1.4

  =831.6m3/min

  (3)按人数计算

  Qai=4×Na

  式中: 4—以人数为计算单位的供风标准,是对每人每分钟供给4m3的规定风量

  Na—回采工作面同时工作的最多人数,按30人算。

  Qai=320m3/min

  (4)按风速进行验算

  根据《煤矿安全规程》规定,回采工作面的最低风速为0.25m/s,最高风速为4m/s的要求进行验算。即回采工作面的风量Qa为:

  60×0.25×SC≤Qai≤60×4×SC

  工作面最大风量为2450m3/min,最高风速为2.47m/s,符合《煤矿安全规程》中关于综采工作面最大风速的规定。由于本设计为一矿一面达产,不设备采面,因此通风容易时期及通风困难时期均为:

  Qai =2450m3/min

  5、掘进工作面所需风量

  (1)按沼气(或二氧化碳)涌出量计算

  Qbi =100qgbi K bi,m3/min

  式中: Qbi—第i个掘进工作面实际需要风量,m3/min;

  qgbi—掘进面瓦斯涌出不均匀的风量备用系数,m3/min;

  K bi—该掘进工作面的瓦斯涌出不均衡系数,一般可取1.5~2.0。

  根据同家梁矿现场实测数据及生产经验,取qgbi =1.75 m3/min,Kai=1.8。

  则 Qbi =100qgbi K bi

  =100×1×2

  =315 m3/min

  (2)按局扇的实际吸风量计算

  Qbi =Qfi ×Ii×kf m3/min

  式中: Qfi—掘进工作面局扇额定风量,取200 m3/min;

  Ii—该掘进工作面同时运转的局扇台数,Ii=1;

  kf —风量备用系数,取1.3;

  则 Qbi =200×1×1.3=260 m3/min

  (3)按人数计算

  Qbi =4Nbi,m3/min

  式中: 4—以人数为计算单位的供风标准,即每人每分钟供给4 m3的规定风量;

  Nbi—掘进工作面内同时工作的最多人数,20人;取Nai=40人。

  则 Qbi =4Nbi =4×20=80 m3/min

  (4)按炸药量计算

  Qbi =25Abi,m3/min

  式中: 25—以炸药量为计算单位的供风标准[m3/(min·kg)],即为每公斤炸药爆破后,需要供给的风量;

  Abi—第i个掘进工作面一次爆破使用的最大炸药量,kg。

  对于轨道大巷,根据第四章所选断面,参照《井巷工程》关于炸药用量的规定,取一次爆破使用的最大炸药量为9.6 kg。

  则 Qbi =25Abi

  =25×9.6

  =240 m3/min

  (5)按风速进行验算

  Qbi≤60×4×Shi

  计算结果满取上述计算最大值,Qbi =315m3/min

  Qbi=2 Qbi

  =630m3/min

  6、硐室所需风量

  根据同家梁矿现场生产经验,各个需要独立通风的硐室所需风量为:

  炸药库150 m3/min,带区变电所100 m3/min。

  则各硐室所需风量为:

  ∑Qci =150+100=250 m3/min

  7、其它巷道所需风量

  其它用风地点风量取采煤、掘进及硐室风量的4%

  则: ∑Qdi=(2450+630+250)×4%

  =133.2m3/min;

  取135 m3/min。

  由此得出:

  通风容易时期

  Qk=(∑Qai+∑Qbi+∑Qci+∑Qdi)Kl

  =(2450+6300 +250+135)×1.25

  =4331.25 m3/min

  =72.1875m3/s

  通风困难时期

  Qk=(∑Qai+∑Qbi+∑Qci+∑Qdi)Kl

  =(2450+6300 +250+135)×1.25

  =4331.25 m3/min

  =72.1875m3/s

  根据以上两种计算方法,取其最大者,确定矿井的总风量为 72.1875m3/s

  (二)矿井风量的分配

  1、分配的原则:

  (1)、各高低沼气矿井采煤工作面的适应风量;

  (2)、对掘进工作面风量,一般根据巷道断面大小,送风距离,煤岩巷三个因素按所送局部通风机性能供风;

  (3)、井下火药库,充电室,采区轿车房,应单独供风;

  (4)、分配风量,各巷道的瓦斯和有害气体的浓度,应根据《煤矿安全规程》要求不得超过规定限度;

  (5)、备用工作面分配风量,按相适应条件的生产工作面风量的一半。

  2、具体地点分配风量:

  (1)综采工作面:50m3/s;

  (2)综掘工作面:8m3/s×3=21 m3/s;

  (3)主水泵房主变电所:5m3/s;

  (4)其它:2 m3/s。

  本矿井采用抽出式通风,不考虑因体积膨胀的风量,矿井总回风量Q回

  Q回=4331m3/min。

  《煤矿安全规程》规定的煤矿主要巷道允许的最大风速如表5-2-2所示。

  井巷允许风速表 表5-2-2
 

全矿通风阻力的计算
    (一)计算的原则
   1、在矿井通风系统服务的范围内,分别在通风容易时期和通风困难时期确定一条最大阻力路线,沿着这两条路线,分别计算各段井巷的通风阻力,然后累加起来,便得出这两个时期的井巷通风总阻力hr•min和hr•max,Pa。据此,所选用的主扇既能满足通风困难(hr•max)时的要求,又能做到在通风容易(hr•min)时使用合理,其它时期就无须计算。
   2、因有外部漏风,通过主扇的风量Qf必大于通过总回风井的矿井总回风量Qk,为了计算风峒的阻力须先算出Qf。对于抽出式主扇,
           Qf=1.05Qk,m3/min
   式中: 1.05—无提升运输任务的抽出式通风矿井外部漏风系数。
  则通风容易时期,Qf1=1.05Qk=1.05×4331.25=4547.81 m3/min;
   通风困难时期,Qf2=1.05Qk=1.05×331.25=4547.813m3/min
   3、为了经济合理(减少矿井外部漏风和主扇运转费用),不致因主扇的风压过大造成瓦斯和自燃发火难于管理,以及避免主扇选型过大,使购置、运输、安装、维修等费用加大,须控制hr•max不能太大(一般不超过3000 Pa),必要时需对某些局部巷道采取降低风阻的措施
   4、要分析整个通风网络中自然分配风量和按需分配风量的区段,分别按这两种分配风量的方法计算各区段的通风阻力。
    (二)全矿井巷通风阻力的计算
   1、计算井巷通风阻力
   沿着上述两个时期通风阻力最大的风路,分别用下式算出各区段井巷的摩擦阻力:
         hfr =αLUQ2 / S3, Pa
   式中 : L、U、S—分别是各井巷的长度(m)、周边长(m)、净断面积(m2);
                Q—分配给各井巷的风量,m3/S;
                α—摩擦阻力系数,N•S2/m4。
   计算结果见表5-3-1、表5-3-2。
    通风容易时期井巷通风阻力计算表 表9-5-1

 

  第一节 扇风机选型

  (一) 风机选型的要求

  根据《煤炭工业设计规范》等技术文件的有关规定,进行通风设备选型时,应符合下列要求:

  1、风机的服务年限尽量满足第一水平通风要求,并适当照顾二水平通风;在风机的服务年限内其工况点应在合理的 工作范围之内;

  2、当风机服务年限内通风阻力变化较大时,可考虑分期选择电机,但初装电机的使用年限不小于5年;

  3、风机的通风能力应有一定的富余量。在最大设计风量时,轴流式通风机的叶片安装角一般比允许使用最大值小50;风机的转速不大于额定值90%;

  4、考虑风量调节时,应尽量避免使用风硐闸门调节;

  5、正常情况下,主要风机不采用联合运转。

  (二)自然风压的确定

  自然风压:因进、出风井井口标高基本相同,所以设计中不考虑自然风压。

  (三)确定矿井通风容易时期和困难时期通过主扇的风量

  1、矿井通风容易时期通过主扇的风量

  Q扇易=1.10×Q矿易

  式中: Q扇易—矿井通风容易时期通过主扇的风量,m3/min;

  1.10—矿井通风容易时期外部漏风系数,抽出式风井无提升任务时,取1.10;

  Q回易—矿井通风容易时期矿井的总回风量,m3/min。

  Q扇易=4764.37 m3/min。

  2、矿井通风困难时期通过主扇的风量

  Q扇难=1.10×Q矿难

  式中: Q扇难—矿井通风困难时期通过主扇的风量,m3/min;

  1.10—矿井通风困难时期外部漏风系数,抽出式风井无提升任务时,取1.10;

  Q回难—矿井通风困难时期矿井的总回风量,m3/min。

  Q扇难=4764.37 m3/min。

  3、确定矿井通风容困难时期主扇的风阻

  (1)矿井通风容易时期主扇的风阻

  R扇易=h静易/Q2扇易

  式中: R扇易—矿井通风容易时期主扇的风阻,N.S2/m5;

  h静易—矿井通风容易时期主扇的静风压,976.4pa;

  Q扇易—矿井通风容易时期通过主扇的风量,4764.37m3/min。

  R扇易=4.31N.S2/m5。

  (2)矿井通风困难时期主扇的风阻

  R扇难=h静难/Q2扇难

  式中: R扇难—矿井通风困难时期主扇的风阻,N.S2/m5;

  h静难—矿井通风困难时期主扇的静风压,1203.7pa;

  Q扇难—矿井通风困难时期通过主扇的风量,4764.37m3/min。

  R扇难=5.14N.S2/m5。

  (四)全矿通风阻力的计算

  1、计算的原则

  1、在矿井通风系统服务的范围内,分别在通风容易时期和通风困难时期确定一条最大阻力路线,沿着这两条路线,分别计算各段井巷的通风阻力,然后累加起来,便得出这两个时期的井巷通风总阻力hr•min和hr•max,Pa。据此,所选用的主扇既能满足通风困难(hr•max)时的要求,又能做到在通风容易(hr•min)时使用合理,其它时期就无须计算。

  2、因有外部漏风,通过主扇的风量Qf必大于通过总回风井的矿井总回风量Qk,为了计算风峒的阻力须先算出Qf。对于抽出式主扇,

  Qf=1.05Qk,m3/min

  式中: 1.05—无提升运输任务的抽出式通风矿井外部漏风系数。

  则通风容易时期,Qf1=1.05Qk=1.05×4331.25=4547.81 m3/min;

  通风困难时期,Qf2=1.05Qk=1.05×331.25=4547.813m3/min

  3、为了经济合理(减少矿井外部漏风和主扇运转费用),不致因主扇的风压过大造成瓦斯和自燃发火难于管理,以及避免主扇选型过大,使购置、运输、安装、维修等费用加大,须控制hr•max不能太大(一般不超过3000 Pa),必要时需对某些局部巷道采取降低风阻的措施

  4、要分析整个通风网络中自然分配风量和按需分配风量的区段,分别按这两种分配风量的方法计算各区段的通风阻力。

  2、全矿井巷通风阻力的计算

  1、计算井巷通风阻力

  沿着上述两个时期通风阻力最大的风路,分别用下式算出各区段井巷的摩擦阻力:

  hfr =αLUQ2 / S3, Pa

  式中 : L、U、S—分别是各井巷的长度(m)、周边长(m)、净断面积(m2);

  Q—分配给各井巷的风量,m3/S;

  α—摩擦阻力系数,N•S2/m4。

  计算结果见表5-3-1、表5-3-2。

  通风容易时期井巷通风阻力计算表

  (五)扇风机选型

  1、风机选型的要求

  根据《煤炭工业设计规范》等技术文件的有关规定,进行通风设备选型时,应符合下列要求:

  1、风机的服务年限尽量满足第一水平通风要求,并适当照顾二水平通风;在风机的服务年限内其工况点应在合理的 工作范围之内;

  2、当风机服务年限内通风阻力变化较大时,可考虑分期选择电机,但初装电机的使用年限不小于5年;

  3、风机的通风能力应有一定的富余量。在最大设计风量时,轴流式通风机的叶片安装角一般比允许使用最大值小50;风机的转速不大于额定值90%;

  4、考虑风量调节时,应尽量避免使用风硐闸门调节;

  5、正常情况下,主要风机不采用联合运转。

  2、自然风压的确定

  自然风压:因进、出风井井口标高基本相同,所以设计中不考虑自然风压。

  3、确定矿井通风容易时期和困难时期通过主扇的风量

  1、矿井通风容易时期通过主扇的风量

  Q扇易=1.10×Q矿易

  式中: Q扇易—矿井通风容易时期通过主扇的风量,m3/min;

  1.10—矿井通风容易时期外部漏风系数,抽出式风井无提升任务时,取1.10;

  Q回易—矿井通风容易时期矿井的总回风量,m3/min。

  Q扇易=4764.37 m3/min。

  2、矿井通风困难时期通过主扇的风量

  Q扇难=1.10×Q矿难

  式中: Q扇难—矿井通风困难时期通过主扇的风量,m3/min;

  1.10—矿井通风困难时期外部漏风系数,抽出式风井无提升任务时,取1.10;

  Q回难—矿井通风困难时期矿井的总回风量,m3/min。

  Q扇难=4764.37 m3/min。

  4、确定矿井通风容易时期和困难时期主扇的风阻

  (1)矿井通风容易时期主扇的风阻

  R扇易=h静易/Q2扇易

  式中: R扇易—矿井通风容易时期主扇的风阻,N.S2/m5;

  h静易—矿井通风容易时期主扇的静风压,976.4pa;

  Q扇易—矿井通风容易时期通过主扇的风量,4764.37m3/min。

  R扇易=4.31N.S2/m5。

  (2)矿井通风困难时期主扇的风阻

  R扇难=h静难/Q2扇难

  式中: R扇难—矿井通风困难时期主扇的风阻,N.S2/m5;

  h静难—矿井通风困难时期主扇的静风压,1203.7pa;

  Q扇难—矿井通风困难时期通过主扇的风量,4764.37m3/min。

  R扇难=5.14N.S2/m5。

  (六)矿井主扇选择的两条原则

  1、风机的效率不低于0.6。

  2、实际风压不能超过最大风压的0.9倍。

  根据以上两条原则,选用2K60-1NO.18轴流式型风机。

  2K60-1NO.18轴流式扇风机装置性能特性曲线见表9-4-1。

  根据矿井主扇设计工况点和实际工况点的确定方法,从设计工况点开始沿着风阻曲线与最近的叶片安装角的交点,即矿井主扇的实际工况点。

  矿井通风容易时期主扇的实际工况点:h扇易=991 pa,Q扇易=74 m3/s,主扇效率η易=0.81。输入功率Nfimin=83kw

  矿井通风困难时期主扇的实际工况点:h扇难=1313.2 pa,Q扇难=76m3/s,主扇效率η难=0.91。输入功率Nfimax=124kw

  根据实际工况点,可得出两个时期主扇的技术参数(表5-5-1)。

  通风容易和通风困难时期主扇技术参数表 表5-5-1

  (八)对矿井主要通风设备要求

  1、矿井主扇(包括分区主扇)必须装置两部同等能力的扇风机(包括电动机),其中一套运行,另一套做备用,备用的一套要求在10min内能够开动;

  2、矿井的主扇房应有两回路直接由变(配)电所馈出的供电线路,线路上不应分接任何负荷;

  3、主扇要有灵活可靠、合乎要求的反风装置和防爆门,要有规格质量符合要求的风峒和扩散器。分区主扇也应符合这个要求;

  4、主扇和电动机的机座必须坚固耐用,要设置在不受采动影响的稳定地层上。

  (九) 对反风、风硐的基本要求

  1、对反风的基本要求:

  (1)生产矿井主要扇风机必须安装反风设施 ,必须能在10min内改变巷道风流方向;

  (2)当风流方向改变后,主要扇风机的供风量不应小于正常风量的60%;

  (3)反风设施有矿长组织有关部门每季度至少检查一次,每年应进行一次反风演习;

  2、对风硐的要求:

  (1)风硐的断面不宜过小,其风速以10m/s为宜,最大不应超过15m/s;

  (2)风硐的风阻应不大于0.0196 N•S2/m8,风硐的阻力不大于100~200Pa;

  (3)风硐及其闸门等装置,结构要严密,以防止大量漏风;

  (4)风硐内应安设测量风速及风流压力的装置。为此,风峒和主扇相联的一段长度应不小于10~12D(D为主扇动轮的直径)。

  第二节 防止特殊灾害的安全措施

  (一) 井下防尘

  为了保护工人健康和防止煤尘爆炸事故,保证安全生产,都必须制定防尘、降尘、预防和控制煤尘爆炸范围的措施,加强管理,严格执行。

  1、加强通风管理,严格按照《煤矿安全规程》之规定,控制风速,防止煤尘飞扬,井下所有溜煤眼及煤仓必须有一定量的存煤,不得放空;

  2、设计中已考虑完整的洒水防尘系统,在煤流中各转载点、采煤和掘进工作面以及凡能产生粉尘的地方,都进行洒水降尘。在敷设管路时,每100米留一个三通,以便定期冲洗巷道岩粉。在主要进风和回风巷道设置使风流净化的水幕;

  3、对易于积存煤尘的巷道要定期清洗刷浆,浮煤定期清扫运走;

  4、岩石巷道掘进工作面和煤层巷道掘进工作面,在掘进过程中必须间隔一定时间洒水降尘;

  5、由于本矿井主采煤层,有煤尘爆炸危险,因此,相邻的采区、各转载点、装载点、回采工作面、掘进工作面等都比许设置水棚隔开。在所有运输及回风道中都必须定期撒布岩粉;

  6、在粉尘浓度和颗粒大小对工人身体健康构成威胁的工作地点,工人必须佩戴防尘口罩。

  (二)瓦斯预防

  1、根据《煤炭安全规程》中关于各工作地点风流中允许瓦斯浓度,预防瓦斯事故的有关规定,制定措施,配备瓦斯监控仪器设备,有效的预防和控制瓦斯事故,保证安全生产;

  2、加强通风管理制度,保证风流按预定方向流动,并使工作面有足够的新鲜风量,同时要配专职瓦斯检查员,进行巡回检查,发现问题及时处理;

  3、在掘进工作面、回采工作面上下区段平巷中,安设瓦斯警报仪,监控风流中的瓦斯浓度及动态,并将其信息及时传到地面安全监控室。在主要工作地点设置组合瓦斯断电仪。同时要加强主扇及局扇的管理,严格按照《煤矿安全规程》之规定执行;

  4、加强对井下各种通风设施的维修和电器保养,保持通风设施完好和电器设备的隔爆性能;

  5、按井下在册人数配备自救器,工人不配备自救器及携带对安全生产造成潜在隐患的人员一律不得下井。

  (三)火灾预防

  由于本矿井主采煤层有自燃发火倾向,因此,预防煤层自燃发火的工作必须给予高度重视,制定系统、完整的防火措施。

  针对本矿井的具体情况,在生产中应注意以下及个方面:

  1、改革采区布置。随着工作面的推进,及时设置各种通风设施切断进入已报废的区段平巷的风流。并做到风路最短,通风设施最少,利用调压控制采空区,以减少自燃发火;

  2、加强对采区自燃发火的监测工作,随时掌握发火倾向动态,发现问题及时处理,对于危险的地点要设置自燃发火遥控仪,进行自动监测;

  3、采用跨上山开采,不留上山保护煤柱,从而减小自燃发火的危险性;

  4、井下设置消防材料库,机电硐室、火药库、检修硐室、胶带运输机机头硐室等备有一定数量的灭火器材,采区变电所及中央变电所应加设防火门;

  5、加强井下电器设备和高低压电网的管理和维护,避免发生短路和绝缘破坏漏电而引起火灾事故。

  (四) 水灾预防

  1、采掘工作面接近断层,封孔质量不好的钻孔或其它可能出水的地区时,应超前钻孔探水,防止突然涌水;

  2、落差较大的断层两侧应留设必要的防水煤柱;

  3、对探明水源补给情况的区域,可以实行注浆堵水和疏水措施,排除隐患。

  (五)防止冒顶事故的措施

  1、加强采掘工作面顶板管理工作,特别是综采工作面初次放顶和老顶来压期要加强支护;

  2、搞好工作面端头支护;

  3、严禁空顶作业;

  4、加强支架的管理和维修。

  (六) 避难硐室和避灾路线

  井下一旦发生水、火等灾难时,矿工应迎风而行,寻找安全出口。若当自救器在其有效时间内不能到达安全出口地点或撤退路线被阻等情况下,矿工应迅速进入就近的避难硐室,等待救援人员。

  (七) 矿山救护大队的设置

  要有处理各种灾害的矿山救护队,并且给他们配备相应的技术装备。矿山救护队要设气体化验、修理、氧气充填、矿灯充电、汽车司机和后勤管理人员为矿山救护服务。

  总之,矿井生产要严格遵守《煤矿安全规程》和《工作面作业规程》等有关安全规定,执行有关规定,并同时加强对职工的安全意识和自救能力的培训,才可达到安全生产的良好效果。

  第十章 设计矿井基本技术经济指标

  根据矿井的地质条件,矿井开拓方式,采煤方法,各生产系统的主要技术方案,及设备选型,采区及回采工作面数目和主要参数,建井工期安排,定员人数投资,生成成本及工作制度等方案和指标经济技术指标表。

  表10-2-2 矿井主要技术经济指标表

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