前 言
一、概述
郑煤集团朝阳沟煤矿位于登封市东南大冶镇朝阳沟村,行政隶属大冶镇管辖。其地理座标为东经113°12′18″~113°13′05″,北纬34°25′05″~34°26′04″。北距登封市卢店镇约5km,东北距郑州市约85km。矿区西南部有登封—杞县的地方小铁路和沥青公路通过,该公路向北与汝州—郑州公路相接,矿区附近简易公路相互连接,交通条件便利
开采二1煤层,矿区井田面积1.02Km2,可采储量322万t。原设计生产能力6万t/a,2007年5月开始技术改造,技改后为30万t/a。属低瓦斯矿井,煤尘具有爆炸危险性,不易自燃煤层。水文地质条件中等,设计正常涌水量200m3/h,最大涌水量400 m3/h,目前实际涌水量18m3/h。
开拓方式为斜井单水平上下山采区开拓。通风方式为并列式,主斜井进风,副斜井回风。机械抽出通风方法,主井进风,副井回风。矿井共划分11、12两个采区, 11为生产采区,12为接替采区。
井下现有一个11000采煤工作面,两个掘进工作面,分别为+290m上探巷、+280m下探巷。
二、设计指导思想
1、设计坚持安全第一的原则,优化生产系统、开拓方式和采区布臵,合理开发12采区;
2、以满足安全生产为最低要求,尽可能减少工程、设备投资; 3、积极采用新技术、新工艺、新设备、新材料,使矿井初期少投入,多产出,出煤早,见效快,技术经济合理。
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三、设计基本情况
1、12采区开采范围: 北部、西部分别以经纬网3812082和38424400为界、东、南均以井田边界为界。地质储量195万t,可采储量104.6万t,设计能力30万t/a,服务年限2.9a。
2、12采区采用上、下山开拓方式。在主副斜井上部,利用原上下探巷分别向南布臵施工+280m运输大巷和+290m回风大巷作为12采区运输和回风大巷。沿采区北部边界布臵12采区上下山,+280m运输大巷以上为上山部分、以下为下山部分,首采12020工作面,其接替面为采区上山部分的12000工作面;在上山工作面开采时进行下山工作面准备。
3、至上山采区首采面投产时设计总工程量26.7m(剩余1743.7m),其中,岩巷220m,施工工期为7.1个月(剩余)。
4、12采区+280m运输大巷以上预计正常涌水量15m³/h,最大涌水量40m³/h ;整个12采区预计正常涌水量50m³/h,最大涌水量100m³/h。
5、根据《河南省工业和信息化厅关于2009年度全省煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复》(豫工信【2010】66号),相对瓦斯涌出量为1.75m3/t,绝对涌出量为0.53m3/min,按低瓦斯矿井设计管理。
以此为依据进行12采区排水、通风系统设计。
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第一章 采区概况及地质特征
第一节 采区概况
一、采区所处井田位臵、采区边界及邻区情况
12采区作为11采区的接替区,位于井田南半部,其可采范围内煤层标高 +320m~ +155m,东部、南部分别到井田边界、北部、西部分别以经纬网3812082和38424400为界。该区东西走向长600~909m,南北倾斜宽460~632m,面积536740㎡,在12采区下部有老主副井及采空区,有利于该区瓦斯的释放、水的疏干。
二、地形地势及水系
本区地处淮河水系,朝阳沟河在矿区西南部流过,朝阳沟河受上游水库控制,据观测1985年7月~1986年8月最大流量1315.4m3/h,正常流量200~400m3/h,水库截流则干枯。该区西北距朝阳沟水库900m,库容400万m3,为本区工农业生产提供了水源。
三、交通位臵及主要建筑物分布情况
郑煤集团朝阳沟煤矿位于登封市东南大冶镇朝阳沟村,行政隶属大冶镇管辖。其地理座标为东经113°12′18″~113°13′05″,北纬34°25′05″~34°26′04″。北距登封市卢店镇约5km,东北距郑州市约85km。矿区西南部有登封—杞县的地方小铁路和沥青公路通过,该公路向北与汝州—郑州公路相接,矿区附近简易公路相互连接,交通条件便利。
四、气象与地震
本区位于性半干燥湿度不足带,夏秋两季炎热多雨,冬、春低温干旱。年平均气温9.1~14.6℃,元月份最冷,气温为-3.3~-18.2℃,七
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月份最热,气温24.4~37.1℃,日最高温度为44.6℃。11月到翌年2月气温较低,为霜冻期,最大冻结深度20cm(1966年12月30日),最大积雪厚23cm(19年2月3日)。年降水量为419.5~1002.5mm,日最大降水量153.5mm(1956年6月21日)。年蒸发量为908~1976.2mm。春、夏、秋三季以东北风、东风为主,冬季以西风为主,最大风速可达28~40m/s。
第二节 采区地质特征
一、矿区地层
该区位于华北板块南部,属嵩箕构造区嵩箕断隆西南端之箕山背斜北翼东段。登封矿区构造形态受箕山背斜和颖阳—芦店向斜所控制,构造以断层为主,局部伴有小型褶曲,地层走向近东西,倾向北,倾角10~35°。发育有NEE向断层,多为大致平行的北升南降正断层及少量逆断层,正断层组成阶梯状形态,为区域主干断裂,对含煤地层的赋存起区域控制作用。
本矿区位于登封煤田告城井田东部,华北板内区嵩箕断隆南端,发育地层自下而上主要为奥陶系、石炭系、二叠系、三叠系和第四系,构造简单,无岩浆活动。
1、奥陶系(O2) 中统马家沟组(O2m)
奥陶系中统马家沟组为深灰、兰灰色结晶石灰岩,上部常含黄铁矿晶体与结核,下部为灰色角砾状灰岩,底部含泥质。厚度7.01~43.60m。与下伏寒武系地层呈平行不整合接触。
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2、石炭系(C) (1)上统本溪组(C3b)
石炭系上统本溪组主要为灰、浅灰色铝质泥岩,具鲕、豆状结构,含大量黄铁矿结核。平均厚9.50m,与下伏地层呈平行不整合接触。
(2)上统太原组(C3t)
石炭系上统太原组由由灰、深灰、灰黑、黑色石灰岩、泥岩、砂质泥岩、砂岩及煤层等组成,厚度40.28m。本组岩性组合特征明显,自下而上可分为下部灰岩段,中部砂泥岩段和上部灰岩段三段。
下部灰岩段主要由L1~L4四层石灰岩和黑色泥岩等组成,发育两层薄煤层(一l、一3煤),不可采;中部砂泥岩段主要由深灰色细—中粒砂岩,灰黑色泥岩、砂岩泥岩等组成,偶夹两层不稳定的深灰色石灰岩(L5、L6):上部灰岩段由深灰色石灰岩、灰黑色泥岩和煤层组成,发育石灰岩二层(L7、L8),石灰岩中具大量蜒类、腕足类动物化石,全区稳定,为—主要标志层。与下伏本溪组整合接触。
3、二叠系(P) (1)下统山西组(P1sh)
二叠系下统山西组地层下起太原组菱铁质泥岩顶,上至砂锅窑砂岩底,为本地区主要含煤段。中下部由灰黑色泥岩、深灰色细粒砂岩及煤层组成,包括两层砂岩标志层:香炭砂岩为泥、钙质胶结,普遍含白云母片、炭质及菱铁质鲕粒,全区普遍发育,厚3~6m:大占砂岩以硅泥质胶结为主,层理较发育,层面含大量白云母片和炭质,厚2.4~12.43m。本组下部的二1煤层厚度较大,层位稳定,全区可采;其余煤层不稳定,偶尔可
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采或不可采。顶部以浅灰色含紫斑或暗斑的泥岩为主,夹砂质泥岩和砂岩。本组厚度77.42m。与下伏地层整合接触。受芦店滑动构造铲蚀影响,本区保留厚度0~10m。
(2)上统下石盒子组(P1x)、上石盒子组(P2S)
本区二叠系上统下石盒子组以滑体形态存在,属于滑动构造上覆系统,受芦店滑动构造铲蚀影响,区内保存最大厚度80m左右,由灰、灰绿色泥岩、砂质泥岩夹薄层细粒砂岩、粉砂岩组成,含薄层炭质泥岩及不可采煤层。下与下伏山西组为滑动构造接触。
二叠系上统上石盒子组厚度225m左右,由青灰、灰绿色泥岩、砂质泥岩夹薄层细粒砂岩组成,底部田家沟砂岩为本区标志层,平均厚7.81m,为浅灰发绿色中粗粒石英砂岩,显大型斜层理。
(3)上统石千峰组(P2sh)
本区二叠系上统石千峰组以滑体形态存在,属于滑动构造上覆系统,区内保存最大厚度400m左右,上段(旧称土门组)由灰绿色细粒砂岩、粉砂岩组成,夹多层浅灰色同生砾岩,顶部以灰紫色中细粒砂岩为主:下段为灰白色中粗粒长石石英砂岩,厚58m左右,为本区标志层,俗称平顶山砂岩。
4、三叠系 下统圈门组(T1q)
三叠系下统圈门组由紫红色细粒砂岩、粉砂岩及泥岩组成,底部细砂岩敛密坚硬,俗称金斗山砂岩,为区内—良好标志层。
5、第四系(Q)
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第四系广布全矿区,上部为土黄色耕植土,下部夹卵石。厚度0~10m。与下伏地层呈角度不整合接触。
二、地质构造
本矿区位于嵩箕构造区嵩箕断隆西南部颖阳芦店向斜南翼东段。总体走向为203~225°、倾向293~315°,倾角17~22°的单斜构造。该区主要构造形式为芦店滑动构造。
滑动构造由主滑面[芦F1]和次滑面(又称上滑面)[芦F1-2]组成,滑面倾向NW,主滑面[芦F1]倾角13°~25°,次滑面[芦Fl-2]倾角5°~38°,两滑面在剖面上形态为犁形,南陡北缓,至深部两滑面相交合并为一个滑面[芦F1],主滑面[芦F1]存在于二1煤层顶板附近,距离煤层0~5m,局部地方下扎造成滑动薄、无煤带。上覆系统为二叠系石盒子组和石千峰组及三叠系下统圈门组,下伏系统为山西组二1煤层顶板至以下地层,矿区北部及东部边界外即为大面积煤层铲蚀区。滑面附近具明显构造破碎带。滑动断裂面为上、下盘的过渡带,沿二1煤附近的软弱层的展布,其两侧岩性主要为断层泥、断层角砾岩,原岩特征遭到破坏,挤压揉搓,流变现象明显,强度较低。缺失地层厚度200~400m左右。矿区内滑动面下盘发育断层4条,上盘发育断层2条。
(一)滑动面下盘断层 (1)郜F4断层
为本区西部边界逆断层,位于13402钻孔附近,长约2.1km。走向NE26°,倾向NW,倾角48°,落差0~15m。该断层有13402孔和区外2个钻孔控制,13402孔309.17m见断点,上盘太原组L2灰岩与下盘一5煤层接触,
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重复地层15m,该断层基本控制。
(2)郜F7断层
为本区西北部边界正断层,位于13407~13505~13602钻孔一线,长约5km。走向NE26°,倾向NW,倾角45~65°,落差35~51m。该断层有13407、13505、13602等五个钻孔控制,13407孔448.66m见断点,上盘太原组L7灰岩与下盘L2灰岩接触,落差42m。13505孔448.90m见断点,上盘太原组L8灰岩与下盘L3灰岩接触,落差35m。13602孔369.00m见断点,上盘太原组L9灰岩与下盘L3灰岩接触,落差51m。该断层已控制。
(3)F1断层:位于13202钻孔南,长约1.2km。走向NE72°,倾向NWl8°,倾角50°,落差10~25m,为逆断层。13202孔211.75m见断点,上盘太原组L7与下盘L8灰岩接触,重复地层15m,该断层控制程度较差。
(4)F2断层:位于Fl断层南,长约1.4km。走向NE67°,倾向NW23°,倾角38°,落差5~12.5m,为逆断层。该断层有13202钻孔控制,13202孔276.08m见断点,上盘太原组一l煤层与下盘L2灰岩接触,重复地层12.50m,该断层控制程度较差。
(二)滑动面上盘断层
滑动面上盘断层为滑体内正断层,不切穿滑动面,也不破坏二1煤层的连续性。
(1)郜F15
位于朝阳沟村东,为正断层,长约0.8km。走向NE°,倾向NW,倾角、落差不详。该断层为推断断层,不可靠。
(2)郜F16
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位于朝阳沟村东,为正断层,长约0.6km。走向NE61°,倾向NW,倾角、落差不详。该断层为推断断层,不可靠。
三、煤系、煤层及煤质特征 (一)煤层发育情况
本区含煤地层为石炭系上统太原组、二叠系下统山西组和下石盒子组(区内仅残存其中、下部),含煤地层总厚207.2m,其中山西组二煤组和太原组—煤组为本区主要含煤地层。
(二)主要可采煤层 1、二1煤层
赋存于山西组下部的二1煤层为本矿开采对象,下距太原组石灰岩5m左右。据钻孔及巷道揭露,煤层厚度为0.86~9.00m,一般厚3.00~6.00m左右。煤层结构简单,一般不含夹矸。受滑动构造影响,煤层顶板起伏频繁,煤厚变化较大,煤层结构破坏严重,为较稳定型煤层。煤层顶板为滑动破碎带,底板为砂质泥岩或细砂岩。矿区平面范围内二1煤层赋存标高为70~+280m,埋深约为76~365m。
2、一1煤层
赋存于太原组底部,层位稳定。其顶板为太原组下部的Ll石灰岩,底板为上石炭统本溪组铝土质泥岩。煤厚0~1.58m,偶而可采。煤层结构简单。
(三)煤质特征
根据《河南省登封煤田郜城井田精查地质报告》地质成果和13503钻孔资料,该矿二1煤层的主要煤质特征为:
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1、煤的物理性质
二1煤为黑色,呈粉状、少量鳞片状产出,参差状断口,金刚~金属光泽,质地疏松易碎,构造不清。视密度(ARD)为1.35t/m3。
2、化学性质和工艺性能 (1)水分
二l煤原煤水分(Mad)为0.63%,属低水分煤(13503钻孔资料)。 (2)灰分
二l煤原煤灰分产率(Ad)为15.39%,属低灰煤(13503钻孔资料)。 (3)挥发分
二1煤原煤挥发分(Vdaf)为13.97%(13503钻孔资料)。 (4)硫分
二l煤原煤全硫含量(St.d)为0.30%,属特低硫煤(13503钻孔资料)。 (5)磷
二l煤原煤磷含量(Pd)为0.004-0.136%,平均0.032%,为低磷煤(《河南省登封煤田郜城井田精查地质报告》资料)。
(6)发热量
据测定,二1煤原煤发热量(Qnet.v)为29.49MJ/kg,为高发热量煤(13503钻孔资料)。
(7)煤的元素组成
二1煤原煤有机元素以碳元素(Cdaf)为主,占91.78%,次为氢元素(Hdaf),占4.12%,氮元素(Ndaf)1.45%(《河南省登封煤田郜城井田精查地质报告》)。
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(8)煤灰熔融性
煤灰软化温度(ST)平均1380‴,属高熔灰分煤(《河南省登封煤田郜城井田精查地质报告》资料) 。
(四)煤类及煤的工业用途简述 1、煤类
根据《河南省登封煤田郜城井田精查地质报告》地质成果和13503钻孔取样测试资料,二1煤挥发分为13.97%,氢元素(Hdaf)为4.12%,依据《中国煤炭分类国家标准》(GB5751-86),应属贫煤(PM)。
2、煤的工业用途
该矿区二1煤层为低水、低灰、特低硫磷、高发热量、灰熔点高的贫煤,因此,其煤炭可作为良好的火力发电、民用燃料。
四、水文地质 (一)主要含水层 1、二1煤层顶板砂岩含水层
受滑动构造影响,二1煤层顶板大都破碎带取代,滑动破碎带厚度变化较大,两极值为0.45~113.44m。据《河南省登封煤田郜城井田精查地质报告》中抽水资料,单位涌水量0.0000178~0.000L/s.m,渗透系数为K=0.000062~0.0025m/昼夜,水位标高+2.80~+298.05m。水化学类型为S04—Na和HC03—Ca—Na型,矿化度0.408~1.2g/L。PH值8.15~8.3,总硬度5.71~14.0德国度。说明该含水层富水性中等。是二1煤层顶板直接充水含水层。
2、二1煤底板灰岩含水层
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为C3t上段L6~L9石灰岩组成的含水层组,厚10~15m,其中L7、L8常合并。岩溶裂隙较为发育,但不够均一。椐《河南省登封煤田郜城井田精查地质报告》中抽水资料,单位涌水量0.0232~0.387 L/s.m,渗透系数为K=0.197~0.914m/昼夜,水位标高+220.15~248.82m。水化学类型为HC03—Ca.Mg型,矿化度0.238~0.312g/L。PH值7.3~7.5,总硬度11.7~13.33德国度。该含水层属富水中等的岩溶裂隙承压水,为二1煤层底板直接充水含水层。
(二)主要隔水层 (1)二1煤层顶板隔水层
岩性主要为泥岩、砂质泥岩及粉砂岩,由于受滑动构造影响,节理、裂隙发育,或较破碎,隔水性不强。
(2)二1煤层底板隔水层
二l煤层底下至C3t上段灰岩顶之间,由泥岩、砂质泥岩,组成,厚度5m左右,透水性较差,隔水性较强。
据本矿及周邻矿井生产情况,未发生过底板突水事故和底板变形现象。
(三)矿井充水因素分析 该矿充水来源有: 1、地表水
矿区西南有朝阳沟河流通过,且上游900m处有朝阳沟水库,在断层导水的情况下对矿区煤层开采会产生不利影响,应在今后开采中加强防范。
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2、第四系砂砾石潜水
该含水层受地形切割破坏影响,发育不连续,且距二1煤层较远,故对开采二1煤层不会产生太大的影响。
3、二1煤层顶板破碎带水
二1煤层直接顶板含水层富水性弱,据矿井生产实践,矿井充水以顶板淋水为主,在顶板破碎带与地表水沟通时,会对矿井安全生产有一定影响,生产中应留设一定防水保安煤柱,以防患于未然。
4、二1煤层底板岩溶裂隙承压水
底板直接充水含水层与煤层之间一般有厚5m的砂泥岩隔水层,通常可阻隔底板水进入矿井,故对二1煤层开采不会有大的影响,但在隔水层变薄或断裂影响地段,强度变弱,地下水活动强烈的地带仍有可能引起底板突水危害矿井的可能,煤矿生产中应加强矿井水文地质工作。
(四)矿床水文地质类型与矿井涌水量预计
综上所述,本矿区水文地质构造条件中等,矿井充水水源主要以顶板淋水为主,矿井正常涌水量为200m3/h,最大涌水量为400m3/h。依据煤炭资源地质勘探规范,将本矿水文地质类型确定为第二类第一亚类第二型,即以顶板淋水为主的裂隙充水矿床类型,水文地质条件中等。
12采区+280m运输大巷以上预计正常涌水量15m3/h,最大涌水量40m3/h ;整个12采区预计正常涌水量50m3/h,最大涌水量100m3/h。
五、其它开采技术条件 1、煤层瓦斯
根据《河南省工业和信息化厅关于2009年度全省煤矿瓦斯等级鉴定
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结果的批复》(豫工信【2010】66号),相对瓦斯涌出量为1.75m3/t,绝对涌出量为0.53m3/min,按低瓦斯矿井设计管理。
该矿以往生产过程中,矿井瓦斯涌出量小,正常通风情况下,矿井瓦斯浓度为0.1~0.7﹪,但随着开采深度的增加,瓦斯涌出量会有所增加。
2、煤尘
根据《河南省工业和信息化厅关于2009年度全省煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复》(豫工信【2010】66号),煤尘爆炸指数为12.3%,有爆炸危险性。
3、煤的自燃
根据《河南省工业和信息化厅关于2009年度全省煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复》(豫工信【2010】66号),属不易自然煤层。
4、地温
根据《河南省登封煤田郜城井田精查地质报告》资料,二1煤层-570m水平底板温带为16.~24.69‴,地温梯度平均值为0.34~1.05‴/100m,属地温正常区。因此,本矿区不存在地温高温热害问题。
5、地表塌陷预测
本区二l煤层埋深约为76~365m,地下煤层开采对地表会有一定的影响。
六、矿井生产中可能出现的主要问题及建议
1、该矿虽然二1煤层瓦斯含量较低,属低瓦斯矿井,但由于煤厚变化较大,煤层瓦斯赋存具有不均衡性,随着开采深度的增加,12采区下部厚煤区有可能形成高瓦斯富集区。故在矿井采掘过程中,应加强对瓦斯监测
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管理和矿井通风工作。
2、由于12采区深部地面有朝阳沟河,井下有老矿井采空区,浅部有滑动构造破碎带和煤层露头,预防河流、断层和滑动构造、老空水主要是开采时留足防水煤柱和切实落实探放水等安全技术措施。
3、本矿区受滑动构造影响,滑动构造带破碎、岩性复杂、抗压、抗拉强度低,容易发生冒顶、掉块等现象,给顶板的维护及管理工作造成一定困难,建议在开采过程中加强井下探煤工作,边探边采,以免影响矿井生产。同时建议加强工程地质条件的研究工作,制订严格的回采和顶板管理作业规程,并按规定和要求进行操作,加强采掘面顶板管理,防止顶板事故的发生。
七、采区勘探程度分析
在12采区仅有13404、13401钻孔存在;在采区东部边界有煤层露头线;在采区下部有老井老巷存在,勘探程度较低。
八、采区储量计算
采区储量计算详见储量计算表(表一)
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12采区储量计算表 表一
计 算 范 围 计算参数 及方法 北部、西部分别以经纬网3812082和38424400为界、东、南均以井田边界为界。 估算倾斜面积:536719m2 地质块段法:计算公式; Q=S×M×D/cosa ; Q—块段储量(万吨); S:平面积(m2) M:平均煤层真厚度(m) a:平均倾角 d:视密度(t/m3)取1.35 t/m3 储 量 计 算 基 础 及 二1 汇 煤 总 煤层 块段 级别 编号 1-111b 平面积 (m2) 12 12 12 10 10 7 10 16 16 14 倾角 函斜 平均 厚度 (m) 4.4 2.8 1.5 1.0 4.2 1.0 0.4 1.5 2.8 4.8 1.35 1.35 1.35 1.35 1.35 1.35 1.35 1.35 1.35 1.35 82.9 35.3 17.3 4.0 6.6 1.0 0.5 8.0 27.4 12.0 容重 (t/m) 3储量 (万t) 回收 可采 备注 数 面 积 136530 91314 83425 29818 11528 7520 9990 37923 69736 17966 率(%) 储量 (万t) 2-111b 3-111b 4-111b 333-1 333-2 333-3 333-4 333-5 333-6 合计 分111b:139.5万吨 333:55.5万吨 可采储量:104.6万吨 采区边界煤柱(333-1、333-2)、滑动影响带(333-3)和村庄保护煤柱(333-5、333-6、333-7)不可回采;333-4析 为大巷煤柱,在采区结束时可回收 可采煤量为:139.5万吨×75%=104.6万吨。
八、采区地面建筑物对开采方式的影响分析
12采区地面有朝阳沟村庄、集华嵘昌公司及采矿场等建筑物,要对朝阳沟村、集华嵘昌公司及采区西部的村庄留设保安煤柱,采矿场为该矿所有,设计不留设保安煤柱。
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第二章 开采设计
第一节 采区设计生产能力及服务年限
一、采区设计生产能力确定
根据本区煤层赋存条件、地质构造及资源储量情况,依据《煤矿安全规程》、《煤炭工业设计规范》等有关安全技术原则和要求,采区设计生产能力确定为30万t/a较为合适。
二、服务年限 T=Q可/(A×K) =104.6/(30×1.2) =2.9a
式中:Q可—采区可采储量,104.6万t; A —采区设计生产能力,30万t/a;
K —储量备用系数,一般为1.2~1.4,取1.2。 三、工作制度
矿井年工作日按330天计算,每天三班作业,日净提升时间为18h。采区采用边采边准的“三八制”作业方式。
第二节 矿井生产现状
一、目前矿井各生产系统情况 1、提升运输系统
主斜井井筒净断面10.6㎡,斜长557m,采用砼碹加“U”型钢支护,铺设SPJ-650㎜胶带运输机3部,承担矿井运煤任务。
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副斜井净断面10.6㎡,斜长525m,采用砼碹加“U”型钢支护,提升系统采用JK2×1.8型单滚筒绞车和0.75t矿车进行提升,绞车配备电动机为JR137-8型,功率为210KW。 2、通风系统
通风机选用2台FBCDZN0.16-2×75型轴流对旋风机,一备一用,电机功率2×75KW,有防爆合格证和摩擦火花安全证,可以满足通风最易、最难时期的通风需要。风机采用双回路供电,能够在10min内启动,实现快速倒台。主通风机目前单级运行,总进风量1395m3/min,总回风量1397m3/min,负压400Pa。
3、供电系统
矿井双回路电源来自告成35KV变电站6kV不同母线上,线路长5.3km。 地面变电所6千伏配电装臵,选用KYN28型开关柜9台,变电所安装S7-315KVA 6/0.4KVA动力变压器二台,供地面的副斜井绞车、锅炉房、空气加热室、地面生产系统、水处理、生活用水、照明等负荷用电。低压配电装臵选用GGD型低压配电柜11台。
井下供配电:选用2趟MYJV42-10KV、3×70㎜2矿用交联聚乙烯绝缘粗钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆,沿主斜井筒敷设至井底变电所。井下变电所采用双回路供电,配电装臵采用BKD19型矿用隔爆型真空智能馈电开关,向采掘工作面等负荷供电,主排水泵房采用双回路高压供电。根据井下负荷情况,安装两台KBSG-400KVA-6/0.69KVA变压器和KBSG-200-6风机专用变压器,正常情况下,两台400变压器同时分列运行,当一台变压器故障时,低压母线经联络开关联络另一台担负起全矿井安全
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生产负荷用电。
井下动力设备660V供电,手持式电气为127V供电,井下动力线网中低压馈电开关选用BKD19型矿用隔爆真空智能馈电开关,启动器选用QBZ真空磁力起动器,为提高矿井安全程度,选用MY-660V矿用阻燃橡套电力电缆。
主、副斜井及泵房、变电所及其附近照明电源引自就近动力网,照明电压为127V,照明采用综合保护装臵,660/127V,照明灯具为隔爆防水灯,照明电缆为MZ-500-3×4+1×4橡套阻燃电缆。
4、井下排水系统
该矿设计正常涌水量200m3/h,最大涌水量400m3/h。在斜井井底建有主排水阵地,矿井水仓为内外环,总容积1650m3。。水泵房安装200D43×9型水泵3台、配YBZ-400-4型电动机,功率450KW,单泵排水量280m3/h。副斜井敷设两趟Ф219×6无缝钢管作为主排水管。
5、安全监测监控系统
矿井装备KJ209N型安全监控系统,该系统装设有甲烷断电仪和甲烷风电闭锁装臵,具有故障闭锁功能,对CH4、CO、风速、温度、风门开关、设备开停、风电、瓦斯电闭锁以及生产现场的电视影象等参数进行监测监控。系统具有防雷电保护、断电和馈电状态监测、报警显示、存储和打印功能。
6、压风系统
地面安装VF16型、VF13型活塞式空压机各一台,排气量分别为16m
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/min和13m3/min, 工作压力0.7Mpa,配380V、75KW电动机。压风管
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路主管路为DX4无缝钢管。管路经主副井筒至采掘工作面。空压机运行良好。
7、粉尘灾害防治系统
经生产洛阳矿山机械检测检验中心鉴定,煤尘有爆炸危险性。为加强煤尘防治,防止煤尘造成事故及引起的职业病,矿井建立了完善的洒水防尘系统,地面有专供消防洒水的蓄水池,容积300m3。井下建立了消防、降尘共用的供水管路系统,并敷设到所有作业场所,并按规定设臵三通阀门。主副井筒、各采掘工作面和运输转载处装有喷雾洒水装臵和降尘设施。采掘工作面采用湿式打眼,水炮泥放炮。个人按规定佩带防尘口罩。矿井配有GH100型直读式粉式测量仪,定期对作业场所进行粉尘浓度测定。
8、防灭火系统
该矿所采二1煤层经煤炭科学研究总院重庆分院鉴定为不易自燃煤层,所以,火灾防治以防治外因火灾为主。主要巷道采用不燃材料支护。回采工作面采用后退式回采方式,全负压“U”型通风。防止外因火灾的主要措施有:地面设有消防水池,井上下建有消防材料库、购臵了各种消防器材,安装有消防洒水管网,消防管路敷设到所有采掘工作面和需要设臵的地点,每隔50米安装一个三通阀门;主、副斜井井口房以及井口联合建筑均用不燃性材料建筑;木料场距进风口距离符合规程要求,位臵均不在进风井口的上风侧;胶带输送机巷装有烟雾报警装臵,各机电硐室配有足够的消防器材;矿井具备性能可靠的反风装臵,能及时进行全矿井和局部反风。
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9、通讯系统
矿井在调度室安装一部华络8000型调度交换机,有80门调度电话可满足井上、下安使用。矿井有三部对外直拨外线。
二、目前矿井采掘活动及采掘接替安排
矿井目前在11采区生产, 11000工作面正在回采,11000工作面的接替面11001上、下副巷已开始掘进。接替的12采区+290m水平上探巷和+280m水平下探巷正在施工中。
根据矿井采掘接替安排,11采区至2011年3月底全部回采结束。
第三节 采区巷道布臵
一、采区巷道布臵方式的选择
12采区位于井田南部。采区北部地面由于有朝阳沟村、集华嵘昌公司,需留设保安煤柱;东部受滑动构造的影响,造成一部分二1煤层滑失和煤层赋存不稳定,因此导致12采区北部变为不可采区,使12采区南北走向变短。
根据二1煤层赋存、地质构造、地面村庄分布情况及矿井现有生产系统和巷道布臵情况,确定采用单翼开采方式,并充分利用已施工的+280m、+290m水平两条探巷作为水平大巷开发12采区。
由于12采区开采的二1煤层标高范围为+320m~+155m,而两条水平大巷位于+280m、+290m水平标高,因此,12采区采用上下山开采方式,+280m水平以上采用上山开采方式,+280m水平以下采用下山开采方式。开采顺序为先开采上山部分,后开采下山部分。由于矿井采掘接替紧张,因此,
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先期形成采区上山生产系统,在开采上山部分的同时,进行下山部分开拓工程的施工。
二、采区巷道的布臵 1、大巷
充分利用已施工的两条探巷向南延伸布臵,作为皮带运输和轨道、回风大巷,其中,+280m水平大巷为皮带运输巷,+290m水平大巷为轨道、回风巷。两条巷道均沿二1煤层底板布臵,采用“8m225#U钢”支护。
2、采区上、下山
沿地面朝阳沟村、集华嵘昌公司的保护煤柱线和采区东部的滑动构造预计影响带外边缘线布臵采区轨道回风和皮带运输上、下山,沿二1煤层底板进行设计施工,其中轨道回风上、下山巷道设计采用“9m225#U钢”支护,铺设600mm,18Kg轨道,并安设架空乘人装臵,作为采区上下人员、物料运输和回风巷道;皮带运输上、下山巷道设计采用“8m225#U钢”支护,铺设650mm胶带运输机,作为采区煤炭运输巷道。
3、水仓、泵房
(1)临时水仓、泵房:在+280m水平皮带运输大巷变方向处布臵临时排水阵地,开采采区上山部分时利用临时排水阵地进行排水。设计南北两环水仓,在两水仓中间布臵泵房, 泵房地面必须高出大巷底板标高0.5m以上。
(2)永久水仓、泵房:在采区下山下部联巷以北布臵采区永久排水阵地,作为采区下山部分开采时排水之用。泵房布臵在煤层中,水仓布臵在煤层底板中。
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4、采区变电所
12采区上山部分开采时,设备电源来自井底变电所,在采区联巷安装开关柜等配电设施即可。采区下山部分开采时,设计通过由地面向井下打设的电缆钻孔从采矿场新设计建立的地面12采区变电所低压直供井下采区用电,在采区联巷安装开关柜等配电设施即可。因此,12采区不再单独设计施工采区变电所。
三、区段划分
根据采区地质条件、煤层赋存情况、目前矿井巷道布臵、生产系统情况、开采方式、回采工艺及经验,确定区段采用沿走向伪倾斜走向布臵方式,区段斜长70~80m之间较为合适。
遵照上述原则,12采区上山共可布臵2个区段;12采区下山共可布臵7个区段。
四、采区车场形式选择
12轨道上、下山上车场采用平车场形式,设计断面8m2,满足矿车运输需要,中部车场采用甩车场形式。
五、采区运输方式选择
采用回采工作面下副巷皮带与运输上下山皮带直接搭接,采区采用绞车、轨道、矿车进行辅助运输。
六、采区排水系统设计
根据现有资料情况分析,12采区+280m运输大巷以上上山开采区段预计正常涌水量15m³/h,最大涌水量40m³/h ,上山开采涌水自留到+280m运输大巷临时排水阵地;整个12采区预计正常涌水量50m³/h,最大涌水
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量100m³/h,以此为依据进行采区排水系统设计。
+280m运输大巷变方向处的最低点设臵临时排水阵地,采用南、北两环水仓形式,水仓总容积336m³。采区下部永久排水阵地采用内外环布臵的方式,水仓总容积1072m³,外环水仓688m³,内环水仓384 m³。两个水仓交替清挖使用。
七、投产工作面概况
本采区分为上山开采和下山开采两部分,首采面为上山部分的12020工作面,位于上山+280m水平南部最下一个工作面。该工作面可采走向长330m,倾斜宽80m(平距),煤层平均厚度3.8m,煤层平均倾角7°,可采储量8万t,生产能力30万t/a,可采0.3年。
八、采区各生产系统叙述 采区各生产系统简要叙述如下: 1、运煤系统
煤炭由采煤工作面→下副巷→12皮带运输上、下山→+280m运输大巷→下探巷→主斜井→地面。
2、运料系统
地面→副斜井→上探巷→+290m回风大巷→12回风上、下山→采面上副巷或掘进工作面。
矸石及设备升井运输与上述方向相反。 3、通风系统
新鲜风流:主斜井→下探巷→+280m运输大巷→12运输上下山→工作面下副巷→工作面。
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乏风流:工作面→上副巷→上车场→12回风上、下山→+290m回风大巷→上探巷联巷→副斜井→地面。
4、排水系统
(1)+280m水平以上上山采区
涌水自工作面→下副巷→12运输上山→+280m运输大巷临时排水阵地→由水泵经+280m运输大巷→副斜井→地面。
(2)+280m水平以下下山采区
涌水自工作面→下副巷→12运输下山→12采区下部永久排水阵地→由水泵经12皮带运输下山→+280m运输大巷→副斜井→地面。
5、通讯系统
地面调度室华络8000型调度交换机→副斜井→+280运输大巷分支器→(1)→工作面下车场→工作面下副巷
(2)→联巷→+290回风大巷→工作面上车场→工作面上副巷 6、压风系统
(1)井下所需压风由地面安装的一台VF16型和一台VF13型活塞式空压机通过DX4无缝钢管→主副斜井筒→+280运输大巷→工作面下车场→工作面下副巷。
(2)井下所需压风由地面安装的一台VF16型和一台VF13型活塞式空压机通过DX4无缝钢管→主副斜井筒→→+290回风大巷→工作面上车场→工作面上副巷。
7、供水系统
(1)井下用水由地面300m3水池→副斜井→+280运输大巷→工作面
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下车场→工作面下副巷各转载点
(2)井下用水由地面300m3水池→副斜井→+280运输大巷→联巷→+290回风大巷→工作面上车场→工作面上副巷
+280运输大巷、+290回风大巷及工作面上、下副巷每50m设一水闸门。
第四节 采区设计工程量及施工工期
一、采区上山部分设计工程量(截止上山区段首采面回采) 12采区上山部分设计总工程量总工程量为26.7m(剩余1743.7m),其中岩巷220m。
详见12采区上山设计工程量表(表二)。 二、采区下山部分设计工程量
至采区下山部分首采面投产时设计总工程量为2310.5m,其中岩巷259m。
详见12采区下山设计工程量表(表三)。
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12采区上山部分设计工程量表 表二
序号 巷道名称 巷道性质 煤岩性质 支护形式 工程量(m) 一 采区大巷及上下山 1 +280m运输大巷 开拓 煤及半煤岩 8m225#U钢 599(剩余192.9) 2 +290m回风大巷及联巷 开拓 煤 8m225#U钢 563.4(剩余116.6 ) 3 +280m临时排水阵地 开拓 煤 8m225#U钢 160 4 一联巷(临时配电点) 开拓 煤 8m225#U钢 50.1(已完工) 165.7 (至12020下车场) 149.2 (至12020下副巷) 30 5 12采区轨道回风上山 开拓 煤 8m225#U钢 6 12采区皮带运输上山 开拓 煤 9m225#U钢 7 二联巷 开拓 煤 8m225#U钢 小 计 剩余814.4 二 首采工作面 8 12020上副巷 回采 煤 8m225#U钢 327.9 9 12020上副巷车场 准备 岩 8m225#U钢 66.1 10 12020下副巷 回采 煤 8m225#U钢 372.9 11 12020下副巷车场 准备 岩 8m225#U钢 76.7 12 12020切巷 回采 煤 2.4×2m∏钢木腿对棚 85.7 小 计 929.3 合 计 1743.7 27
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12采区下山部分设计工程量表 表三
序号 1 巷道名称 巷道性质 煤岩性质 支护形式 工程量(m) 12采区轨道回风下山 开拓 煤 9m225#U钢 565.6 2 12采区皮带运输下山 开拓 煤 8m225#U钢 578.1 3 三联巷 开拓 煤 8m225#U钢 30 4 电缆孔 开拓 岩 套管 50 5 下山下联巷 开拓 煤 8m225#U钢 30 6 下部泵房 开拓 煤 8m225#U钢 30 7 下部入仓平巷 开拓 煤 8m225#U钢 33 8 外环水仓 开拓 岩 8m225#U钢 86 9 内环水仓 开拓 岩 8m225#U钢 48 10 吸水井 开拓 岩 8m225#U钢 10 小 计 1460.7 二 首采工作面 11 12160上副巷 回采 煤 8m225#U钢 361.4 12 12160下副巷 回采 煤 8m225#U钢 329.1 13 12160上副巷车场 准备 岩 8m225#U钢 68.2 14 12160切巷 回采 煤 2.4×2m∏钢木腿对棚 91.1 小 计 849.8 合 计 2310.5 28
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三、施工安排及工期 1、施工方法
(1)岩巷:风钻打眼,爆破落岩,人工装载,矿车运输,半煤岩段可采用锚喷与U型钢联合支护或U型钢支护。
(2)煤巷:风镐落煤,人工装载,矿车(皮带)运输,架棚支护的施工方法。
2、施工顺序
(1)+280m运输大巷→临时排水阵地→12皮带运输上山(同时施工12皮带运输下山)→12020工作面上副巷及车场→切巷。
(2)+290m回风大巷→12轨道回风上山(同时施工12轨道回风下山)→12020工作面下副巷及车场。
3、巷道施工进度指标:
巷道进度指标与巷道围岩性质、施工装备等密切相关,根据矿方施工队伍和以往经验,确定施工进度指标如下:
半煤平巷 80m/月 煤层平巷 150m/月 煤层斜巷 120m/月 4、施工工期
根据以往施工经验,煤巷掘进速度平均120m/月,岩巷平均50m/月。根据工程摆布、施工顺序和施工力量安排,工程施工时按四个掘进工作面考虑(12020工作面形成前),预计12采区+280m、+290m两条大巷至12020首采面形成剩余工程量的施工总工期为7.1个月,绞车和临时排水阵地、
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+280大巷、采区上山及工作面设备安装共需1.5个月,总工期为8.6个月。在掘进上山的同时还要考虑施工电缆孔、下山巷道和12160工作面,下山煤巷按月进100 m/月,岩巷平均50m/月,预计12采区下山至12160首采面形成剩余工程量的施工总工期为12.6个月,永久排水阵地、采区下山及首采面等设备安装1个月,总工期为13.6个月。
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第三章 采煤方法
第一节 采煤方法
根据采区开拓巷道布臵和煤层赋存、地质构造情况以及矿井瓦斯等级、煤尘爆炸性及煤层自燃性等开采技术条件,确定本采区设计采用走向长壁后退式采煤法。
第二节 回采工艺
一、回采工艺
综合考虑矿井现有的设备、开采技术和煤层赋存条件地质条件设计采用炮采放顶煤回采工艺,全部跨落法管理顶板,即放炮落煤,人工攉煤、放顶、架棚的回采工艺。
二、回采工作面主要装备
回采工作面选用SGD-40型刮板运输机运煤,DZ22-30/100型单体液压支柱,配合2.4m丌型钢梁支护,最大控顶距3.4m最小控顶局距2.4m,放顶步距1.0m,三班采煤,边采边准。下副巷安装一部SGB-40T型刮板运输机和一部DBR65-20皮带。
三、回采工艺流程
回采工艺流程为:放炮落煤→移主梁护顶→装运煤→移副梁(放顶)→放顶煤→移溜。
四、采掘关系
巷道掘进方法按放炮落煤考虑。 根据矿井实际生产情况,采掘关系比为
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N=tj//(th-t1-t2)
=2.75/(2.5-0.5-0.5) =1.83
式中:N-掘进工作面个数与回采工作面个数之比 tj-掘进接替工作面所需时间,月 th-回采工作面所需时间,月 t1-安装工作面准备所需时间,0.5月 t2-工作面备用时间,0.5月
根据计算可知,应配备2个掘进工作面保证正常的采掘接替,从而确保矿井稳定生产。
五、采区生产能力计算
(一)达到采区设计能力的采面个数及产量配臵
根据采区煤层赋存情况、地质构造和资源储量分布情况等开采技术条件,12采区设计生产能力为30万t/a,利用一个回采工作面和两个掘进工作面就能确保采区设计生产能力。
(二)采掘工作面生产能力计算 1、回采工作面生产能力
12采区煤层平均厚3.5m,回采工作面采用放炮落煤一次采全高回采工艺。
回采工作面生产能力为: Q=L×Y×M×R×C
=80×900×3.5×1.35×93%
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=316386t
式中:Q—回采工作面年产量,t L—工作面倾斜平均宽度 ,取80m
Y—工作面年推进度,年工作日330天,取900(m/a)
M—工作面采高,取3.5m R—二1煤体容重,取1.35(t/m3)
C—工作面回采率,取0.93
2、掘进工作面生产能力
掘进工作面出煤量按回采面年产量的10%进行计算。 则采区生产能力为:
A=316386×1.1=348024.6t
经计算,12采区完全可以满足采区设计生产能力。 六、回采工作面接替顺序
根据矿井采掘接替安排和采区开拓巷道布臵、水文地质情况,依据该采区单翼布臵,决定采用跳采方式自下而上进行回采。因此,本采区9个工作面接替顺序为12020→12000→12160→12080→12140→12060→12120→12040→12100。
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第四章 采区通风
一、矿井通风状况
矿井通风采用并列式通风方式,通风方法为抽出式,主井进风,副井回风。副斜井安装2台FBCDZN0.16-2×75型轴流对旋风机,一备一用,电机功率2×75KW。
矿井划分11、12两个采区,其中,11采区为生产采区,12采区为开拓准备采区。
二、12采区风量计算及分配
12采区风量按各用风地点所需有效风量计算,其中包括采煤工作面、掘进工作面。
(一)通风困难时期路线的确定
依据采区采掘接替计划安排,通风最困难时期为回采12160工作面,掘进12080上、下副巷。该时期通风阻力最大的路线选定为:主斜井→下探巷→+280m运输大巷→12运输下山→12160下副巷→12160切巷→12160上副巷(包括车场)→12回风上山→+290m回风大巷→副斜井→地面。
(二)通风困难时期风量计算
根据《河南省工业和信息化厅关于2009年度全省煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复》(豫工信【2010】66号),相对瓦斯涌出量为1.75m3/t,绝对涌出量为0.53m3/min,按低瓦斯矿井设计管理。
1、回采工作面风量计算 (1)按瓦斯涌出量计算
Q采12160=100Q12160绝×K通12160
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=100×0.53×1.6=84.8m3/min
式中:Q12160绝—风排瓦斯量,0.53m3/min
K通12160—瓦斯涌出不均衡系数,取1.6
(2)按工作面空气温度计算
Q采12160=60× V采12160× S采12160 =60×2.5×4=600m3/min
式中:V采12160—工作面适宜风速,取2.5m/秒
S采12160—工作面断面积,取4m2
(3)按人数计算
Q采12160﹥4N=4×60=240m3/min
式中:N采12160—工作面最多人数,单班取30人,交时最多人数60人
4---工作面人员供风量,m3/min
(4)按风速验算 按最低风速验算
Q采12160≥15×4=60(m3/min)
按最高风速验算
Q采12160≤240×4=960(m3/min)
为保证工作面风量充足,降低工作面温度,根据以上计算,决定对12160工作面配风量为600m3/min。
2、掘进工作面风量计算
为确保矿井采掘接替平衡,掘进12080上、下副巷必须同时掘进。
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(1)12080上副巷掘进工作面风量计算 ①按瓦斯相对涌出量计算
Q掘=100Q掘瓦K掘通=100×0.5×2=100 m³/min 式中 Q掘---掘进工作面实际需风量,m³/min ;
Q掘瓦---掘进工作面绝对瓦斯涌出量,m³/min ,取0.5; K掘通---掘进面通风系数,主要包括瓦斯瓦斯涌出不均衡系数和备用风量等因素,一般取1.5~2,此处取值2.0。
2按局扇的实际吸风量计算 ○
根据现有设备配备,YBT-22风机风量在240 m³/min左右,所以掘进工作面风量按240 m³/min计算。
3按人数计算: ○
Q12080上﹥4×25=100m3/min
式中:N12080上—工作面最多人数,取25人
4—工作面人员供风量,m3/min
4按风速验算: ○ 按最低风速验算:
Q12080上≥15×10.5=157.5m3/min 按最高风速验算:
Q12080上≤240×10.5=2520m3/min
根据以上计算,12080上副巷掘进工作面风量取240 m3/min。 (3)12080下副巷掘进工作面风量计算
12080下副巷掘进工作面风量计算同上副巷,取240 m3/min。
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故12080上、下副巷两个掘进工作面的供风量为: 240+240=480m3/min
3、各种硐室: 12采区上山绞车房、12采区临时配电点(一联巷)、12采区永久排水阵地,均按120 m3/min,合计120×3=360 m3/min. 3、总有效风量为:
Qtmax=600+480+360=1440m3/min=24m3/s
(三)12采区通风阻力计算
矿井通风阻力根据采区通风困难时期最大通风阻力路线进行计算,通过阻力计算可知:
1、通风困难时期摩擦总阻力为: hamax=114.26mmH2O
阻力计算详见附表四
2、12采区通风所需风量风压的确定 (1)通风困难时期扇风机所需风量
Qfmax=K1×K2×K3× Qtmax = 1.15×1.05×1.10×24 = 31.88m3/s
式中:Qfmax------通风困难时期主扇需风量,m3/s
K1----内部漏风系数,取1.15
K2----空气膨胀系数,取1.05
K3----矿井外部漏风系数,取1.10
Qtmax----通风困难时期12采区有效风量,m3/s
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(2)通风困难时期扇风机需要的全压Htmax Htmax=hamax+hc+hv+hz
式中:hamax----矿井摩擦阻力114.26mmH2O; hc------扇风机装臵阻力,取10mmH2O; hv------动压损失,取5mmH2O
hz------自然风压,取5mmH2O
故扇风机所需全风压: Htmax=hamax+hc+hv+hz
=114.26+10+5+5=134.26mmH2O
(四)风机选型 最大负压时电机功率
NMAX=(KQHMAXS)/(102×N×NC)
=(1.1×31.88× 134.26)/(102×0.9×0.95) =53.99KW
我矿2台FBCDZN0.16-2×75型轴流对旋风机,单台风机配套电机75KW,能够满足矿井通风的需要。
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矿井通风困难时期通风阻力计算表
表四
序 号 0-1 1-2 2-3 3-4 4-5 5-6 6-7 7-8 8-9 9-10 10-11 11-12 12-13 13-14 井巷 名称 主斜井 下探巷 +280m运输大巷 12运输下山 12160下副巷 切 巷 12160上副巷及车场 12回风下山下段 12回风下山中段 12回风下山上段 +290m回风大巷 上探巷及联巷 副斜井 风硐 小计 局部损失 合计 断面 形状 半圆形 三心拱 三心拱 三心拱 三心拱 梯形 三心拱 三心拱 三心拱 三心拱 三心拱 圆形 半圆形 长方形 2支护 方式 10.6m砼碹加“U”型钢 8m2“U”型钢 8m2“U”型钢 8m2U刚支护 8m2“U”型钢 2.6×2.4m 工字钢对棚 8m2“U”型钢 9m2“U”型钢 9m2“U”型钢 9m2“U”型钢 8m2“U”型钢 8m“U”型钢 10.6m砼碹加“U”型钢 混凝土浇灌 22a 0.008 0.024 0.024 0.024 0.024 0.039 0.024 0.024 0.024 0.024 0.024 0.024 0.012 0.008 L (m) 145 252.4 333.8 570 400 122 470 258 100 260 280.6 357.9 30 20 U (m) 12.4 9.5 9.5 9.5 9.5 9.6 9.5 10.5 10.5 10.5 9.5 9.5 12.4 8.8 S (m²) 10.6 8 8 8 8 4 8 9 9 9 8 8 10.6 4.8 S³ 1191 512 512 512 512 512 729 729 729 512 512 1191 110.6 Q (m³/s) 1440 1512 1588 1688 600 600 630 862 1267 1733 1945 2168 2384 2622 V(m/s) 2.26 3.15 3.3 3.5 1.5 2.5 1.6 1.6 2.34 3.2 4.05 4.52 3.75 9.1 Q² (m³/s)² 576 635.04 700.48 791.48 100 100 110.25 206.4 445.91 834.2 1050.84 1305.6 1578.74 1909.69 H (Pa) 6.96 71.38 104.12 200.90 17.81 71.37 23.07 18.41 15.41 74.98 131.03 208.08 5.92 24.3 973.74 146.06 1119.8 H 备注 (mmH2O 0.71 7.28 10.62 20.50 1.82 7.28 2.35 1.88 1.57 7.65 13.37 21.23 0.60 2.48 99.36 14.90 114.26 39
H=aLU Q²/S³ 郑煤集团朝阳沟煤矿 12采区设计说明书
(五)通风设施、防止漏风和降低风阻的措施
矿井通风设施主要有井口防爆门、风门、调节风窗、风桥等设施。
防止矿井漏风的主要措施:
1、风井井口配备防爆门,正常情况下起密封井筒作用。万一井下发生爆炸事故时,防爆门被气流冲开,降低爆炸冲击波对风机的破坏性。
2、通风设施保证质量,加强管理,每组风门设施至少要有两道,均为正向和反向风门组成,满足反风要求,风门要深入巷道围岩内,砖砌门墙要用水泥砂浆抹面。
3、通风设施齐全,设有风门、调节风窗等,能有效地控制风向和供风量;所有通风设施要牢固可靠,并要加强管理和维修,保证正常使用。
4、进、回风巷道间应保持一定的距离,尽量少开联络巷道。
5、风桥要使用不燃物构建,确保密封严密,且使进回风巷道间保持一定的距离。
降低风阻的主要措施:
1、选择摩擦阻力系数较小的支护方式,注意施工质量和维修质量,尽可能使井巷壁面平整光滑。主要井巷要尽可能采用料石砌碹支护方式;对于无支护和锚喷支护的巷道要使壁面平整;对于用棚子支护的采区巷道,要使支架整齐、背好帮顶。
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2、适当扩大井巷断面,会显著降低井巷摩擦阻力。 3、注意降低局部阻力,即尽可能避免巷道断面突然扩大或缩小;避免拐90°的弯,在拐弯处的内侧和外侧要做成斜面或园弧形,拐弯半径尽可能加大;避免突然分叉和突然汇合,在分叉和汇合处的内侧要做成斜面或园弧形。对于风速大的局扇风筒,要悬挂平直,拐弯的弯曲半径尽可能加大。
4、在主要运输巷道内不得随意停放车辆、堆积木材或器材,巷道要定期清理拥塞的杂物。
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第五章 采区机电设备选型
第一节 排水设备
一、排水设备现状
朝阳沟煤矿设计正常涌水量200m3/h,最大涌水量400m3/h,目前实际涌水量18m3/h。根据揭露情况,预计12采区正常涌水量50m³/h,最大涌水量100m³/h,预计12采区上山部分正常涌水量15 m³/h,最大涌水量40 m³/h。
朝阳沟煤矿11采区为下山开采,12采区为上下山联合开采。根据采掘接替布臵,原11采区排水系统不能用于12采区排水需要,考虑11采区末采回收暂时保留老排水系统,12采区重新建立排水系统。
12采区采掘接替情况为首先开采上山部分的12020工作面,在上山开采的同时,开拓下山部分,所以12采区排水系统必须分级布臵,首先建立满足上山开采需要的12采区上部泵房,然后建立12采区下部泵房。
二、排水系统方案比较 1、方案一
12采区上部建立排水系统,将12采区上山部分涌水经+280m运输巷、副斜井直接排至地面。12采区下部建立排水系统,将12采区下部涌水经副斜井直接排至地面。
2、方案二
12采区上部建立排水系统,前期将12采区上山部分涌水经+280m运输巷、副斜井直接排至地面。后期12采区下部建立排水系统,将12
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采区下部涌水排至+280m水仓,由上部排水系统经副斜井排至地面。
3、方案技术经济比较
方案一:方案简单,维护量小,前后期不相互影响。
方案二:方案复杂,维护量大,后期需改造前期排水系统和设备,水泵单机负荷大,供电困难。
根据方案一和方案二经济技术比较,方案一优点明显优于方案二,所以12采区排水系统设计采用方案一。
三、12采区上部泵房排水设备选型设计
设计依据:12采区上山部分正常涌水量15m3/h,最大涌水量40m3/h,排水高度30m。
(一)水泵的选型计算
1、正常涌水时水泵必须的排水能力 QB=1.2QH=1.2×15=18m3/h QB—水泵必须的排水能力,m3/h。 式中QH—正常涌水量15m3/h。 2、最大涌水量时水泵必须的排水能力 QB=1.2Qmax=1.2×40=48m3/h; 式中Qmax—最大涌水量,40m3/h。 3、水泵扬程的估算 Hg=1.1(Hp+Hx)=37.95m
4、水泵的型式、级数及总台数的确定
朝阳沟煤矿现有MD46-30×3型水泵4台,该泵额定流量
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QH=46m3/h,单级扬程Hh=30m,最大允许吸上真空度为4.6m,为充分利用原有设备,节约投资,验算MD46-30×3型水泵满足12采区上部排水需要。
QB18正常涌水时水泵工作台数: n′=QH=46=0.39 取1台
HB37.9530水泵级数:I′=Hh=
=1.3 取3级(最少为3级)
QBm48最大涌水时水泵工作台数:n1=QH=46=1.04 取2台 根据计算,选择MD46-30×3型水泵3台,正常涌水时和最大涌水时均为一台工作、一台备用、一台检修符合《煤矿安全规程》第37规定。
(二)管路的选择计算 1、管材选取
根据排水管选择要求,排水管路选用热轧无缝钢管;根据设计原则,设计两条管路,一条工作,一条备用。
2、排水管直径及趟数的确定 (1) 排水管直径选择
4QeDp=
3600v=85.9mm~104.1mm
V-排水管经济流速1.5~2.2m/s。
由于水泵实际扬程较低,而水泵扬程较高,如闸门全部开开,水泵容易超负荷运行,造成经常烧电机,所以采用接近水管下限的管路。查表选择主排水管路,选择两趟外径83mm,壁厚4mm的热轧无缝管作
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为主排水管路;选择外径108mm,壁厚4mm的热轧无缝管作为吸水管路。
(三)管路特性计算 1、管路阻力损失常数
1xlx1plp1Xp245gdxdxdpdpR=
8=0.055h2/m5
式中 Lp—排水管路长度,469.8m;
Lx—吸水管长度,6m; d p—排水管直径,0.075m; dx—吸水管直径,0.1m;
λp—排水管沿程阻力损失系数,0.0418; λx—吸水管沿阻力损失系数,0.038; Σζp—排水管局部阻力系数之和, 9.44; Σζx—吸水管局部阻力损失系数之和,3.46; 2、管路特性 H=34+0.055Q2 (四)水泵工况点的确定 根据水泵特性曲线求得
工况点: HM=105m QM=36m3/h ηM=67% (五)电动机容量计算
krQMHMNd=3600102MC=17.6kw
式中:K-富裕系数,取1.1 r-水的容重,1020Kg/m3
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QM-工况排水量
HM-工况扬程 ηM-工况效率 ηc-传动效率,取0.98
因此选用YB2系列,660V、22KW防爆电动机。 (六)排水能力检验 正常涌水时:
1524每天排水时间T=最大涌水时:
58=6.2h<20h
4024每天排水时间T=
58=16.6h<20h
正常涌水时和最大涌水时,每日排水时间均小于20h,满足排水要求。
四、12采区下部泵房排水设备选型设计
设计依据:12采区下山部分正常涌水量50m3/h,最大涌水量100m3/h,排水高度160m。
(一)水泵的选型计算
1、正常涌水时水泵必须的排水能力 QB=1.2QH=1.2×50=60m3/h QB—水泵必须的排水能力,m3/h。 式中QH—正常涌水量50m3/h。 2、最大涌水量时水泵必须的排水能力
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QB=1.2Qmax=1.2×100=120m3/h; 式中Qmax—最大涌水量,100m3/h。 3、水泵扬程的估算 Hg=1.1(Hp+Hx)=181.5m
4、水泵的型式、级数及总台数的确定
朝阳沟煤矿现有MD85-45×5型水泵3台,该泵额定流量QH=85m3/h,单级扬程Hh=45m,最大允许吸上真空度为5.2m,验算MD85-45×5型水泵:
QB50正常涌水时水泵工作台数: n′=QH=85=0.59 取1台
HB181.5水泵级数:I′=Hh=
=4.03 取5级
QBm10085最大涌水时水泵工作台数:n1=QH=
=1.18 取2台
根据计算,选择MD85-45×5型水泵3台,正常涌水时一台工作、一台备用、一台检修,最大涌水时均为两台工作、一台备用检修,符合《煤矿安全规程》第37规定。
(二)管路的选择计算 1、管材选取
根据排水管选择要求,排水管路选用热轧无缝钢管;根据设计原则,设计两条管路,一条工作,一条备用。
2、排水管直径及趟数的确定 ⑴ 排水管直径选择
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郑煤集团朝阳沟煤矿 12采区设计说明书
4QeDp=
3600v=116.9mm~141.6mm
V-排水管经济流速1.5~2.2m/s。
查表选择主排水管路,选择两趟外径146mm,壁厚6mm的热轧无缝管作为主排水管路;选择外径168mm,壁厚6mm的热轧无缝管作为吸水管路。
3、排水管路流速校验:
4Qe排水流速V1=3600D4Qe2=1.67m/s =1.24m/s
吸水流速V2=3600D2吸、排水流速均在经济流速范围之间。 (三)管路特性计算 1、管路阻力损失常数
1xlx1plp1Xp245gdxdxdpdpR=
8=2.87×10-3h2/m5
式中 Lp—排水管路长度,9m;
Lx—吸水管长度,6m; d p—排水管直径,0.134m; dx—吸水管直径,0.156m;
λp—排水管沿程阻力损失系数,0.0344; λx—吸水管沿阻力损失系数,0.0328; Σζp—排水管局部阻力系数之和, 9.37; Σζx—吸水管局部阻力损失系数之和,3.39;
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2、管路特性 H=1+2.87×10-3Q2 (四)水泵工况点的确定 根据水泵特性曲线求得
工况点: H3M=191m QM=97m/h ηM=70% (五)电动机容量计算
krQMHMNd=3600102MC=82.5kw
式中:K-富裕系数,取1.1 r-水的容重,1020Kg/m3
QM-工况排水量
HM-工况扬程 ηM-工况效率 ηc-传动效率,取0.98
因此选用YB2系列,660V、90KW防爆电动机。 (六)排水能力检验 正常涌水时:
5024每天排水时间:T=97=12.4h<20h
最大涌水时:
10024每天排水时间:T=
972=12.4h<20h
正常涌水时和最大涌水时,每日排水时间均小于20h,满足排水要求。
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第二节 运输系统
一、概况
12采区轨道回风上、下山,巷道斜长731.7m,其中上段斜长165.7米,倾角8º43′,下段斜长566米,倾角14º43′,垂高大于50米;12采区回风下山上段与+290水平回风大巷连接。
12采区皮带运输下山,巷道斜长738.3m,其中上段斜长149.2米,倾角8º20′,下段斜长5.1米,倾角14º51′。
二、运输方案确定及设备选型 辅助人员运输方案:
根据《煤矿安全规程》规定,凡垂直落差超过50米的采区,均需设臵运输人员装臵。12采区回风下山和运输下山垂直落差均超过50米,人员上下困难,如采用传统的绞车辅助提升人员,由于需要设臵车场,对巷道宽度要求较大,给工程造成很大难度,运行不经济;现在煤矿井下辅助运输人员装臵多采用技术成熟、结构简单、维护量小的架空乘人装臵,根据12采区瓦斯小,只设计一条运输下山、一条回风下山的设计方案,确定12采区回风上山辅助轨道运输和辅助人员运输。采用RJHY型可摘挂式架空乘人装臵辅助运输人员,人员上下时运行架空乘人装臵,并随人员摘下吊椅,人员不上下时不影响轨道运输,满足12采区辅助运输要求。
辅助物料运输方案:
12采区回风下山,巷道斜长731.7m,其中上段斜长165.7米,倾角8º43′,下段斜长566米,倾角14º43′,巷道斜长较长,采用一台
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JD-11.4,JD-25,JD-40型绞车均不能满足安全运输需要,采用多部时无法在中部摘挂钩;采用双滚筒大绞车虽然能满足采区运输需要,但是绞车下井运输困难,并且需要做绞车硐室,既不方便,又投资大;所以12采区辅助轨道运输采用JD-55型双速绞车运输,不但提升速度快,而且操作方便、维护简单,满足安全生产需要。
+290回风大巷安装JD-11.4绞车两部,用于辅助物料运输。 原煤运输方案:
+280m运输大巷,根据巷道开拓布臵,巷道中段最低并且有变向,巷道坡度不大,所以安装DSJ-650型带式输送机两部。
12采区运输下山,巷道斜长738.3m,其中上段斜长149.2米,倾角8º20′,下段斜长5.1米,倾角14º51′。如采用一部绞车,使用1吨标准矿车运输,则需配备多部绞车和大量推车工、信号工,一次只能运输两辆矿车,工作效率低,所以12采区原煤运输方案采用胶带输送机运输和刮板输送机运输。12采区运输下山选用SPJ-650型带式输送机2部,SGW-40型刮板输送机一部。
工作面下顺槽安装SSJ-65/30型带式输送机1部,SGD420-40型刮板输送机1部,工作面SGD420-40型刮板输送机1部。掘进面配备SSJ-65/30型带式输送机1部,SGD-17型刮板输送机1部用于原煤运输。由于12采区运输下山为向上运输,带式输送机必须加装可靠的制动装臵和满足安全需要的逆止装臵,12采区上山开采为向下运输,输送机必须加装可靠的制动装臵,以保证运输安全。
三、运输设备选型验算
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(一)12采区架空乘人装臵验算 1、 设计依据
朝阳沟煤矿12采区回风下山下段设计长度为566米,最大倾角14º43′,最小倾角8º43′,高差大于50米,需要设计辅助运输人员装臵。
2、架空乘人装臵选型验算
根据12采区回风下段长度及运输人员数量,设计选用RJHY-37型架空乘人装臵,主要参数如下:
⑴、预选一台电动机YB2-225M-4 37kw 电压380/660V ⑵、运行速度:V=1.2 m/s ⑶、设定乘坐间距为1=15m。 ⑷、托轮间距:取2=8m
⑸、驱动轮绳槽与牵引钢丝绳的摩擦系数μ=0.25,钢丝绳与托轮间阻力系数,阻力运行时取=0.02
⑹、牵引绳在驱动轮上的围包角=1800
⑺、预选钢丝绳:6×19S-Ф22-1670(qo=1.78kg/m抗拉强度δ=1670MPa)最小钢丝绳破断拉力总合:Fk=323KN
运输能力验算:
运输能力Q=3600×V/1=288人次/h 满足12采区运输人员要求。
牵引力计算:人员全部处于上升侧时需要牵引力最大 F=cos
sinmg=11447N 远小于钢丝绳破断拉力,钢丝绳
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安全系数满足要求。
驱动功率验算
114471.21.2N=
800=20.6Kw
考虑不平衡系数及摩擦力变化,选用37KW防爆电机满足要求。 3、根据《煤矿安全规程》要求,架空乘人装臵必须加装完善的各种保护装臵,并定期检查试验。
(二)12采区辅助轨道运输绞车验算 1、 设计依据
朝阳沟煤矿12采区回风下山下段设计长度为566米,最大倾角14°43′,最小倾角8°43′,根据12采区辅助运输需要,设计辅助运输JD-55型调度绞车一台。
2、JD-55调度绞车验算
JD-55型调度绞车主要参数如下: ⑴、卷筒直径 580mm ⑵、容绳量 850m
⑶、钢丝绳直径21.5mm 破断拉力总和298KN
⑷、最大静拉力KN,最小静拉力32KN,平均静拉力43KN ⑸、最高绳速1.6m/s, 最低绳速0.95m/s, 平均绳速1.27m/s ⑹、电动机功率比55KW,电压660V ⑺、绞车重量3800Kg
12采区回风下山绞车采用串车提升方式,采用1吨标准矿车和卡子车,每次两车。12采区下部开采困难时期布臵一个回采工作面,两
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个掘进头,预计每班提升量为6车。
提升能力校验:
每个提升循环时间为:T=(L/V+2)*2=17.2min
平均每小时提升3.5个循环:提升7辆矿车或材料车,满足12采区辅助要数要求。
容绳量850米,大于巷道总长731.7米,满足斜坡运行要求。 钢丝绳安全系数校验: 最大静拉力:F=cossinm1m2g=14033N
钢丝绳安全系数:m=Q/F=21.2>9 满足安全运输要求。 电动机能力校验: N=
FV1000=31.7 考虑备用系数及升降大型物料使用,选用55KW
防爆电机满足调度绞车安全运行要求。
斜巷串车提升,必须安装常闭式防跑车及跑车防护装臵。 (三)12采区运输下山带式输送机校验 1、运输能力校验 af·An Q≥ =97.4t/h br·t 取Q=100t/h
对带宽进行校核:B≥2amax+200=2×200+200=600mm。
故选择DSJ-650型胶带输送机,生产能力和胶带宽度均能满足要求。
2、运行阻力与胶带张力计算 重段阻力:
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Wzh=gL[(q+qd+qg′)ω′cosβ+(q+qd)sinβ]
=18533.8N 空段阻力:
Wk=gL[(qd+qg″)ω″cosβ-qdsinβ] =-5762.4N
胶带张力计算 用逐点计算求胶带张力
S9=1.04
4
S1+1.04Wk+1.04Wzh=1.17S1+13042
2
根据摩擦传动条件考虑摩擦力备用系数列方程得:
e-1 S9=S1(1+ )=4.77S1 m μa以上两式联立求解得: S1=3622.8N S9=17280.7N 3、牵引力与电机功率 胶带输送机主轴牵引力
Wo=S9-S1+0.04(S9+S1) =14494N
电机功率为:
1.15W0ν Nd= =41.7kw 1000ηj 选用2*30KW防爆电动机,满足运输要求。
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第三节 供电系统
一、概况
11采区副井底安装有变电所,安装BGP型矿用隔爆型高压真空馈电开关6台,QBGZ型矿用隔爆型高压真空电磁启动器3台,KBSG-400/6/0.69KV型矿用隔爆型变压器2台,KBSG-200/6/0.69KV型矿用隔爆型变压器1台。由于11采区预计涌水量较大,设计水泵功率较大,采用6KV高压直接启动方式,两台KBSG-400/6/0.69KV变压器分别向采煤、掘进和辅助运输设备供电,KBSG-200/6/0.69KV型变压器为井下局部通风机专用变压器。
二、12采区供电方案确定
朝阳沟煤矿12采区为11采区的接替采区,上下山联合单翼开采,11采区生产时,12采区上部开拓;12采区上部形成生产、通风、排水系统后,12采区下部开拓。11采区井底变电所距离12采区大巷800多米,根据12采区设计方案,供电设计方案有二:
1、方案一 在地面采矿场建立新变电所 优点:(1)充分利用地面闲臵资源。
(2)受地质条件变化影响小。 (3)不受水害威胁。
(4)距离12采区负荷重心近,供电距离短,电压降低,损耗小。
(5)采区无6KV高压,供电安全,维护量小。 (6)不影响后期回收使用。
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(7)兼顾12采区排水需要。
(8)设臵在地面,可选用矿用非防爆设备,节约投资。 缺点:需在地面采矿场重新打小井,初步资金投入量较大。 2、方案二 改造老供电系统,在12采区中部建立采区变电所 优点:距离采区上部泵房距离近,上部排水供电可靠。 缺点:(1)地质条件差。
(2)受采面回采压力影响大。 (3)位于采区上山下部,受水害威胁。 (4)6KV高压进采区,不安全。
综合比较方案一、方案二,方案一兼顾采区生产开始、回收及排水,方案更合理,确定采用方案一。
三、12采区负荷统计情况 详见12采区负荷统计情况表 四、12采区供电系统设计
根据供电方案比较,12采区采用在地面采矿场建立地面变电所,通过钻孔向12采区供电的供电方案。新系统形成后,保留11采区排水系统,12采区+280运输巷胶带输送机和+290回风巷辅助运输小绞车采用老系统探巷电源供电,12采区新系统电源取自地面变电所。
采矿场12采区变电所双回路电源均来自告成35KV变电站。变电所内安装S11-400KVA/6/0.69KV型矿用变压器两台,分别用于向12采区生产工作面、掘进头、排水设备、运输设备和辅助运输设备供电。1台S11-200KVA/6/0.69KV型矿用变压器作为通风专变,向12采区局扇
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风机供电。采矿场12采区变电所供电回路及供电能力均满足12采区安全生产需要。
五、高低压开关选择
12采区变电所设臵在地面采矿场,考虑受采动影响及后续换井下使用,所以选用BGP9L-6AK系列矿用隔爆型高压真空馈电开关低压开关选用GGD型矿用一般型低压开关柜。根据井下供电设计(详见郑煤集团朝阳沟煤矿矿井12采区变电所供电系统图)负荷分配,单台变压器所承担负荷均大于200KW,小于400KW,所以井下馈电开关均采用BKD19-400型矿用隔爆型低压真空馈电开关。由于井下负荷最大单机90KW,额定电流103.5A,选用保护齐全的QBZ-200型低压真空电磁启动器,大于40KW的电动机选用QBZ-120型低压真空电磁启动器,小于40KW的电动机选用QBZ-80型低压真空电磁启动器。QBZ系列矿用隔爆型低压真空电磁启动器具有保护功能齐全、操作简单、维护量小等优点,所以低压开关根据设备容量选用QBZ系列不同容量的真空电磁启动器,满足矿井安全生产需要。
六、变压器选择
由于朝阳沟煤矿为低瓦斯矿井,12采区为低瓦斯区域,所以12采区局部通风机供电电源采用“三专+两专”形式。12采区共计两个掘进头,运行局扇容量44KW,根据现有变压器规格,选择S11-200/6型矿用变压器一台用于通风专变。
朝阳沟12采区下部建立永久排水系统,根据《规程》要求,主排水系统必须有可靠的双回路供电电源,所以确定设计动力变压器两
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台。根据负荷统计和分配,12采区选用S11-400/6型矿用变压器两台,用于12采区排水和动力。
所以12采区变电所选用三台变压器,满足安全生产需要。 七、电缆选择
根据21采区负荷统计,12采区运行总负荷仅636.4KW,由于12采区供电电缆均由采矿场钻孔直接下到井底,井深约60米,所以选用MYJV32-3×120-660V型矿用阻燃低压电缆能满足矿井安全供电需要。
以负荷最远,单机最大的12采区下部泵房为例校验电压压降: 主线路压降:△U1=R×I1e=4.1V 分支线路压降:△U2=R×I2e =11.9V
线路压降百分比:△U/Ue×100%=2.4%<5% 满足要求 最大入井负荷线路承担3KW设备负荷,同时运行系数0.7,运行电流293A,小于400A,所以低压馈电开关选用保护齐全、操作简单、维护量小的BKD19系列矿用隔爆型低压真空馈电开关满足矿井安全生产需要。
详见郑煤集团朝阳沟煤矿矿井12采区变电所供电系统图。
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12采区负荷统计情况表 设备 负荷名称 额定 电压 工作 台数 设备容量 需用系数 功率 因数 φ φ 有功功率(KW) 计算负荷 无功功率(KVar) 视在功率(kVA) 备注 总台数 总容量(KW) 工作容量(KW) +280运输巷胶带输送机 +290回风巷小绞车 12020顺槽胶带输送机 12020顺槽刮板输送机 12020工作面刮板输送机 0.69 0.69 0.69 0.69 0.69 0.69 0.69 0.69 0.69 0.69 0.69 0.69 0.69 0.69 0.69 0.69 0.69 2/2 1/2 1/1 1/1 1/1 1/2 1/1 1/1 1/1 1/1 2/2 1/1 1/1 1/1 1/3 1/3 18/24 2/4 2/4 60 22.8 30 40 40 74 30 17 30 17 120 40 55 37 66 270 908.8 88 88 60 11.4 30 40 40 37 30 17 30 17 120 40 55 37 22 90 636.4 44 44 0.7 0.5 0.6 0.6 0.6 0.7 0.5 0.5 0.5 0.5 0.7 0.7 0.6 0.6 0.7 0.7 0.7 0.85 0.85 0.86 0.85 0.85 0.8 0.85 0.85 0.85 0.85 0.85 0.85 0.85 0.85 0.85 0.85 0.85 0.62 0.62 0.62 0.62 0.62 0.6 0.62 0.62 0.62 0.62 0.62 0.62 0.62 0.62 0.62 0.62 0.62 51 9.7 25.6 34 34 29.6 25.5 14.5 25.5 14.5 102 34 46.8 31.5 18.7 76.5 0.94 37.4 37.4 37.2 7 18.6 24.8 24.8 27.8 18.6 10.5 18.6 10.5 74.4 24.8 34.1 22.9 13.6 55.8 394.4 27.2 27.2 63.1 12 31.6 42.1 42.1 40.6 31.6 17.9 31.6 17.9 126.2 42.1 57.9 38.9 23.1 94.7 669.5 46.3 46.3 采区生产 掘进及其它动力 12040液压泵站 12000上副巷胶带输送机 12000上副巷刮板输送机 12000下副巷胶带输送机 12000下副巷刮板输送机 12运输下山胶带输送机 12运输下山刮板输送机 12回风下山绞车 12回风下山架空乘人装置 12采区上部排水 12采区下部排水 小 计 局扇 12000上下副巷掘进风机 小 计
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第六章 安全检测监控系统
一、矿井检测监控系统概况
目前矿井监测监控系统为KJ209N,矿井装备KJ209N型安全监控系统,该系统装设有甲烷断电仪和甲烷风电闭锁装臵,具有故障闭锁功能,对CH4、CO、风速、温度、风门开关、设备开停、风电、瓦斯电闭锁以及生产现场的电视影象等参数进行监测监控。系统具有防雷电保护、断电和馈电状态监测、报警显示、存储和打印功能。 采掘工作面全部安装有甲烷传感器、瓦斯电和风电闭锁装臵。甲烷传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围符合郑煤集团公司的有关规定,测风站设有风速传感器,局扇设有开停传感器,主要风门设有开关传感器。
矿井安全检测系统目前投入使用的安全仪器、仪表有:自救器385台,光学甲烷鉴定器11台,便携式瓦斯检测仪38台,风表1组,以及温度计、气压计、一氧化碳鉴定器、自救器气密检测仪及称重仪等,能够满足矿井安全生产的需要。安全检测系统和与之配套的安全设施、设备、装臵符合国家有关安全生产的法律法规和技术标准,该系统的实际运行状况和安全管理状况正常可靠。
二、12采区安全监测监控系统
12采区按照低瓦斯区进行管理,采区安全监测监控系统按照《煤矿安全规程》要求进行安装。
1、按照规定安装甲烷传感器及断电仪,并经常进行检查、调校,
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保证瓦斯超限时,能切断控制范围内电器设备的电源。
(1)在采煤工作面下副巷距切巷口5-10m处,安装一个甲烷传感器,其报警点、断电点均为0.5%,断电范围为下副巷全部非本质安全型电气设备,复电点为小于0.5%。
(2)在采煤工作面上副巷距切巷口5-10m处、上副巷回风口10~15m处各安装一个甲烷传感器,其报警点、断电点均为1.0%,断电范围为上副巷全部非本质安全型电气设备,复电点为小于1.0%。在上隅角设臵便携式甲烷检测报警仪。
(3)在掘进工作面及其回风流中各安装一个甲烷传感器,其报警点、断电点均为1.0%,断电范围为工作面回风流中全部非本质安全型电气设备,复电点为小于1.0%。
2、采区局部通风机安设开停传感器,风门安设开关传感器。 3、在在总回风巷安设甲烷传感器(报警点、断电点均为0.75%)、风速传感器、CO传感器(报警点、断电点均为0.24%)、温度传感器。
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第七章 安全技术措施专篇
第一节 预防瓦斯和煤尘爆炸措施
12采区按低瓦斯等级采区进行管理,但生产中还必须完善安全监测监控设施,健全管理机构,制定严格管理制度,必须提高警惕,严加防范,认真落实预防措施,杜绝瓦斯超限事故。
一、认真管好、维护好通风系统,彻底杜绝无风、微风或不符合规定的串联通风作业,防止瓦斯积聚。保证各生产地点及硐室有足够的风量。
二、加强瓦斯、煤尘管理。严格执行“三大规程”和有关规章制度、法规、法令。
三、矿井须安装一套瓦斯集中监测监控装臵,在回采工作面和掘进工作面,都应装臵甲烷传感器和瓦斯报警断电仪器,实现安全装备系列化。下井人员必须配带自救器,配备专职瓦斯检测人员和严格落实检测制度,杜绝瓦斯超限,严禁超限作业。
四、井下设臵完善的消防洒水降尘系统,各转载点均设喷雾装臵,回风巷中设降尘水幕。从回采面顺槽对煤层进行预注水,打眼放炮均采用水炮泥封孔。定期清除巷道中积尘,杜绝煤尘堆积飞扬。
五、采煤工作面必须实施“三人联锁换牌”和“一炮三检”放炮制度。巷道贯通前必须制定专项措施。
六、严格电器管理,杜绝电器失爆、消灭引爆火源。 七、安全生产管理人员必须经过安全技术培训,并取得相应资格证书;新工人下井应进行安全、技术培训,考试合格取得入井证
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后方可下井。
八、避火、瓦斯、煤尘爆炸路线
回采工作面→工作面下副巷→12运输上下山→+280m运输大巷→副斜井→地面。
第二节 防治水措施
一、地面防治水
1、工业广场按需要砌筑挡水墙,挖掘排水沟,将洪水引出矿区。并保持排水通道畅通。
2、认真制定和贯彻落实雨季“三防”措施。
3、认真排查地面河流和搬缝情况,及时疏通河道,充填地面搬缝,严防雨水和河道水渗入井下。
二、井下防治水
在巷道施工和生产中,必须加强防突水措施,并配臵探水钻,要严格执行“先探后掘、先治后采、物探先行、钻探验证”的防治水原则,教育工人时刻注意出水征兆,必要时及时撤出井下全部人员。
1、摸清采空区分布情况,为采掘活动提供较为详尽的第一手资料。根据采空区的具体情况,确定积水边界线、探水边界线和警戒线。
2、加强井下探放和查证,是预防水害的重要措施之一。在巷道掘进过程中,必须采取严肃谨慎和一丝不苟的工作态度,坚持“有
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疑必探,先探后掘,物探先行,钻探验证”的原则。
采区在建设和生产过程中,均必须按照“物探先行,有掘必探,先治后采”的原则进行,特别是两条下山见老空,过断层,煤巷接近老空时。建立临时排水阵地,配备足够排水能力的排水设备和设施,编制发生水灾时的应急预案,采取可行的防治水措施和避灾路线。工作面采掘前,对可能威胁安全生产的地表河流制定专题方案。
三、防水安全煤(岩)柱留设
井田边界煤柱20m,断层防水煤柱按《初步设计》定为20m,采空区水治理必须按照制定的安全技术措施进行执行。
四、井下探放水措施
在井下巷道掘进和回采过程中,除留设足够的防水煤柱外,必须坚持“物探先行,钻探验证,先探后掘,先治后采”的探放水原则。在遇到下列情况时必须进行探放水,制定措施和编制专项设计:
(1)接近老窑采空区时; (2)出现突水预兆或其它疑问时。 五、探放水设备选择
矿井已有ZDY550S型探水钻两台,并配有150m钻杆,能够满足采区探放水的需要。
六、避水灾线路
回采工作面及上副巷人员→工作面上副巷→上副巷车场→12回风上下山→+290m回风大巷→副斜井→地面。
回采工作面下副巷人员→工作面下副巷→下副巷车场→12回风
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上下山→+290m回风大巷→副斜井→地面。
第三节 防火措施
一、自燃火灾的预防
1、合理集中生产,一井一面,提高单产单进,并实行工作面跳采,减少煤壁曝露时间。
2、区段巷道实行沿空掘进,尽量不留煤柱。
3、回采工作面必须采用后退式采煤法,采后及时封闭采空区,减少采空区漏风,抑制遗煤自燃。
4、地面主扇必须设臵反风设施,以防井下万一发生火灾时能够及时反风,控制火势蔓延。
5、井下各主要硐室均设臵防火门,并配足消防器材。 二、预防外因火灾
1、入井人员严禁携带烟草和点火物品,严禁穿易燃服装下井,每一入井人员必须随身携带自救器。矿井必须建立入井人员检身制度。
2、井口房和通风机房附近20m范围内不得有烟火或者用明火取暖,防止烟火进入矿井。
三、避火灾路线
回采工作面及上副巷人员迅速戴好自救器由工作面上副巷→12运输上、下山→+280m运输大巷→主斜井→地面。
回采工作面下副巷人员→工作面下副巷→12运输上下山→
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+280m运输大巷→主斜井→地面。
第四节 防尘措施
为了防止浮游煤尘爆炸和防止沉积煤尘再次飞扬参与爆炸,设计主要采用湿式钻眼、喷雾洒水、水炮泥封孔、冲洗巷壁、清扫和刷白巷道、净化风流、隔爆水袋等防尘、防爆措施。
一、防止浮游煤尘的措施
1、巷道刷浆:用石灰水或水泥石灰水喷洒在巷道周围,使煤尘粘结起来不能飞扬到空气中。
2、喷雾洒水:喷雾洒水不但湿润煤尘,起到降尘作用,而且由于水分能吸收大量的热量以及隔绝火焰,所以喷雾洒水也能起到阻燃防爆作用。
3、水炮泥:水炮泥是将盛水的塑料袋填入炮眼之间,当火药爆炸时,利用爆破时产生的高温高压,将水压入煤(岩)裂隙内而湿润煤体,以及爆破时水汽化形成水雾,从而湿润煤尘,起到降尘的作用。
4、清扫并运出巷道中积聚的煤尘。清扫时尽量不使煤尘飞扬蔓延。
5、设计在每个采掘工作面、煤炭装、卸载点、带式运输机巷,主要运输巷及上仓皮带巷、工作面运输巷、回风巷等主要产尘地点及粉尘聚集的场所,采取综合防尘措施和个体防护措施,包括煤体注水、湿式钻眼、水炮泥封孔、冲洗巷壁、风流净化、确定合理的风
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量、风速等、配戴防尘口罩、防尘面罩、防尘矿帽等。
二、隔爆措施
隔爆措施主要有:撒布岩粉设臵岩粉棚、水槽棚、自动式防爆棚以及隔爆水幕等。12采区设计主要采用隔爆水袋的方式作为主要隔爆措施。
1、主要隔爆水袋应设臵的地点: (1)+280m运输大巷 (2)+290m回风大巷 (3)12运输上山的上段 (3)12回风上山的上段 (3)12运输下山的上段; (4)12回风下山的上段。
2、辅助隔爆水袋应设臵在下列地点: (1)采煤工作面进、回风巷。 (2)采区内的煤或半煤岩掘进巷道。 3、隔爆水袋的水量与布臵
主要隔爆水袋水量不小于400L/㎡,辅助隔爆水袋水量不小于200L/㎡。其布臵原则和管理要求为:
① 应选择在断面变化不大的直线巷道内 ;
② 与巷道交岔口、转弯处的距离必须保持50~70m距离,与风门的距离必须大于25m;
③ 第一排与工作面的距离必须保持60~200m;
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④ 损坏的水袋必须及时更换,随时补充水量 ; ⑤ 水袋距工作面距离超过规定时,要及时移动;
⑥ 应每周至少检查一次隔爆设施的安装地点、数量、水量及安装质量是否符合要求。
第五节 预防顶板事故措施
一、回采工作面支柱必须成排成行,排距均匀,迎山戗度合格,软底穿鞋,背好顶帮,不准缺棚少柱,做好支柱防倒,工作面达到“三直(煤墙直、支柱直、溜子直),一平(刮板输送机平),两畅通(上、下安全出口畅通)”的标准。
二、在压力大的区段要采用特种支架,如下安全出口采用长钢梁对棚交替迈进;放顶线补设密集柱;工作面前方,下副巷与上副巷的动压区,应提前20m打上双10m单10m超前支护。
三、回采工作面采空区严禁出现大面积空顶,否则,必须采取强制措施予以处理。
四、掘进工作面支架合格,严格按质量标准进行施工,支架背实背牢,不准空帮空顶,棚口严密。巷道内的折梁断柱,歪扭棚子必须及时维护修理。
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