某煤礦技術改造初步設計說明書(編輯修改稿)

　

【文章內容簡介】 井筒掘進面以下時，進行開挖。如果含水層中水的動儲量較大，抽水不能降水位時，應采用注漿法封水，含水段井筒壁要加強支護。 表 241 井筒特征表 15 名 稱 主井 風井 井口坐標 經距（ Y） 41557560 41557600 緯距（ X） 4710280 4710268 井口標高（ m） 69 69 井筒直徑 凈（ m） 掘進（ m） 提升方位角（176。） 90176。 井筒斷面積 凈（ m） 掘進（ m） 砌壁 材料 200混凝土 200混凝土 厚度 (mm) 350 300 井筒裝備 1t 礦車單層單車罐籠 井筒深度 199 169 第五節 井底車場及硐室 一、井底車場形式及線路布置 根據 15 萬 t/a 的生產能力，主井井筒直接設在運輸大巷（或石門）上，井底車場 采用折返車場形式。車場折返線段布置在主井井筒北側，將直線調車線端頭與消防器材庫通路相接，空礦車用調度絞車牽引。 二、井底車場硐室 主井井筒的南側設中央變電所、水泵房及水倉。變電所和水泵房及通路均采用錨網噴支護；水倉支護形式可采用料石砌碹，其容量按 8h 正常涌水量計算，設兩條水倉，水倉總長度為 80m，斷面 5m2。井下火藥庫布置在井筒北側。 16 第三章 大巷運輸及設備 第一節 運輸方式的選擇 一、運輸方式的選擇 110m水平主要運輸巷道采用 1t 礦車運煤和輔助運輸。根據運輸距離，一區和二 區采用不同的運輸方式，即一區的運輸大巷 17 長度不到 300m 的巷道，因此采用 2臺 JD25 型調度絞車來回牽引礦車的方式；二區的運距將達到 1000 多米，建議采用礦用防爆特殊型 5t 蓄電池電機車牽引列車，一列車為 56輛礦車組成。 運輸大巷鋪設 18kg/m鋼軌和木軌枕。 運輸大巷凈斷面為 ，掘進斷面為 。大巷的坡度為 4‰，坡向井底車場。 二、支護方式 目前尚無圍巖單軸抗壓強度（δ c）、不擾動巖塊干燥飽和吸水率（ Wa）、圍巖凝聚力、容重、內摩擦角等數據。因此，難以確定圍巖穩定性和膨脹性的情況下，只根據目前生 產礦（ 某 煤礦）的巷道維護現狀，初步確定圍巖δ c值在 30～ 40MPa， Wa 值在 25%，屬較穩定的圍巖，圍巖屬弱膨脹性。因此，運輸大巷及 100m 沿煤集中回風巷采用較矮直墻（墻高 ）半園拱斷面。在施工工藝上采用淺眼，控制周邊眼距和裝藥量的多輪次爆破的光面爆破方法；支護采用《錨網噴》的聯合支護。《錨網噴》支護的噴層厚度130mm、錨桿間排距 、金屬錨桿長 ～ ，金屬網為 8鐵絲編制。 第二節 礦 車 采用 1t 固定箱式礦車，作為井下主要運輸大巷運煤之用。運送材料和設備用 1t材料車和平板 車。 根據井底車場、運輸大巷、采區運輸等各個環節的特點，礦 18 車數量是按排列法確定的，其數量列出下表： 表 321 各類礦車數量表 礦車類型 使用地點 礦車數（輛） 備 注 1t 固定箱式礦車 運輸大巷及車場 70 舊車作備用量 1t 材料車 MC16A 回采順槽 7 舊車作備用量 1t 平板車 MP16A 回采順槽 3 舊車作備用量 注 :舊車指現有 某 煤礦的礦車 ,礦車數量包括地面礦車數。 第四章 采區布置及裝備 第一節 采煤方法 一、工作面布置 移交工作面布置 在 042 采區內，位于 0312 鉆孔附近，見煤厚度為 ，儲量可靠。 工作面長度為 70m，布置兩工作面，順槽傾斜長度約 400m， 19 順槽沿煤層頂板掘進。 二、采煤方法及設備 移交采區采用傾斜長壁采煤方法，頂板管理為全部陷落。 初期移交工作面煤層平均厚度 ，煤層傾角小于 5176。 由于采用炮采工作面，回采工作面配備煤電鉆，刮板輸送機、回柱絞車。運輸順槽采用 SJ65/40A型可伸縮膠帶輸送機，與帶式輸送機配套的轉載機選用 SGB420/22型刮板輸送機，設備運輸能力為 60t/h～ 150t/h。進風、回風順槽配 備 （建議采用SDJ20型）調度絞車，便于材料運輸。 工作面支護 :配備 MW 型金屬支柱和 DJB 型金屬頂梁，間、排距 600179。 1000mm。 工作面生產能力計算 : A=L179。 L1179。 M179。 R179。 C179。 K =70179。 179。 179。 179。 179。 = 式中 : A─工作面日產量 ,t。 L— 工作面長度， m； L1— 日推進度， m； M— 采高， m； R— 煤容重， t/m3； C— 工作面回采率， %； K— 工作面正規循環率， %； 20 按兩工作面長度 140m，年平均推進度 990m 計，產量可達138Kt/a， 加上掘進煤，產量可保證 150Kt/a。 回采工作面生產環節如下： 煤的運輸：回采工作面刮板輸送機→運輸順槽刮板輸送機轉載至膠帶輸送機→溜煤眼→ 110m集中運輸巷→ 110m主要運輸石門→主井罐籠 材料運輸：主井井筒→ 110m井底車場及石門→ 110m 集中運輸巷→進風順槽→工作面。 風流方向：主井井筒→ 110m主要運輸石門→ 110m集中運輸巷→進風斜巷、運輸順槽→回采工作面→回風順槽→ 100m集中回風巷→ 100m主要回風石門→回風立井。 第二節 采區巷道布置 主要運輸水平為 110m,回風水 平標高為 100m，主、風井井筒開鑿至井底水平標高后，向南掘進 110m 主要運輸石門和 100m 回風石門至預見 4 煤層位置，分別向兩翼布置 110m 集中運輸巷及100m集中回風巷。 第三節 巷道掘進 110m 主要運輸石門、 100 主要回風石門及 110m 集中運輸巷和 100m集中回風巷等巷道支護均采用錨網噴支護，為保證礦井正 21 常的生產接續，設計配備 4個掘進組，采掘工作面比為 1： 2。 掘進工作面采用鉆爆法，掘進煤用調車絞車牽引由掘進工作面運至主要運輸大巷，然后到主井井底車場，提至地面。 礦井達到設計產量 時，井巷工程量為 3517m，萬 t 掘進率為235m。 井巷工程量見表 431。 表 431 井巷工程量表 順序 工程分類 長度（ m） 體積（ m3） 備注 一 井筒 二 井底車場及硐室 車 場 硐 室 425． 0 計 590． 0 三 主要運輸石門及回風道 半 煤 巖 計 四 采區巷道 煤 140． 0 半 煤 巖 計 五 巖 1599． 0 半煤 煤 合 計 3517． 0 22 第五章 通風和安全 第一節 礦井通風 一、瓦斯等級 依據遼煤生產 [2021]257號《關于 某 市地方煤礦 2021年度瓦斯鑒定結果的報告的批復》 ,某 煤礦的礦井相對瓦斯涌出量為，故技改區瓦斯 級別參照 某 煤礦 (老礦區資料 )初期暫定為低瓦斯礦井。但礦井風量按高瓦斯礦井計算 ,生產按高瓦斯礦井管理。 礦井建設時期應繼續作瓦斯、煤自燃性等方面的鑒定工作。 二、通風方式 初期通風方式為主立井入風，風立井回風的中央并列式； 后期通風方式為主立井入風，風立井回風的中央并列式。 采掘工作面采區變電所和井下火藥發放硐室為獨立通風。因此，礦井供風量按各個實際用風地點，按照風量計算標準，分別計算出各個用風地點的實際最大需風量，從而求出礦井的風量總和，再考慮一定的備用風量系數后，作為礦井的供風量，即“由里往外”計算原則 ，由采掘工作面、硐室和其它用風地點計算出各用風地點的風量，最后求出全礦井總風量。 三、礦井風量計算 （一） 按井下同時工作的最多人數計算： 23 Q 礦進 =4179。 N179。 K=4179。 66179。 =330m179。/min (二 )按采煤、掘進、硐室及其它實際需要風量的總和計算 : 采煤工作面需風量 : (1)按瓦斯涌出量 計算： 100?? ???? KTqQ 瓦 m i n/ 3m??? ???? 式中： q—— 礦井相對瓦斯涌出量， 。 T—— 日產量， 454t/d； K—— 瓦斯涌出不均衡系數 ， K=。 —— 回采工作面中允許瓦斯濃度， %。 (2)按工作面溫度計算 : Q 溫 =60179。 V179。 S=60179。 1179。 =210 m179。/min (3)按工作面人數計算 : Q 人 =4179。 N179。 S=4179。 20=80 m179。/min (4)按風速驗算 : Q 采低 ≥ 15179。 S=15179。 = m179。/min Q 采高 ≤ 240179。 S=240179。 =840m179。/min 最后確定采煤工作面風量∑ Q 采 =486m179。/min 掘進工作面需風量 Σ Q 掘 風筒漏風是不可避免的，因此不能單純以掘進工作面的有效 24 風量做為掘進工作面需要 風量的基礎，應以局扇安裝處的全負壓供風量為準，這樣才能滿足局扇吸風量的要求。 掘進選用的 KDF5型局部通風機額定風量為 150～ 240m3/min，掘進風量 Q 掘 取 240m3/min， Σ Q 掘 =240179。 4=960m3/min。 硐室風量 Σ Q 硐 井下火藥庫、 采區變電所等采用 獨立通風的 硐室 ,其所需風量為 120m3/min， Σ Q 硐 =120m3/min。 井下其它巷道需風量 Σ Q 它 其它巷道需風量按采煤、掘進、硐室總和的 6%考慮， Σ Q 它 =93 m3/min。 礦井總風量 礦井總風量 Q=（ Σ Q 采 +Σ Q 掘 +Σ Q 硐 +Σ Q 它 ）178。 K =（ 486+960+120+93）179。 =1990m3/min =33m3/s 四、礦井負壓 礦井負壓計算結果，初期最大負壓為 。 后期最大負壓為 。 初期等積孔為 :， 后期等積孔為 :。 詳見表 51表 512。 五、通風設施 110m 運輸大巷與回風大巷之間的臨時聯絡川，砌筑永久密閉 25 墻。生產所需的所有進、回風流之間聯絡巷道，均設置兩道正向和反向風門，以防漏風和反風時短路。 第二節 災害預防及安全措施 根據災害分析，本設計采取如下安全措施： 礦井生產按高瓦斯礦井管理，設專職瓦檢員，配備必要的瓦斯檢測儀器，掌握確切的瓦斯數據，采取相應的通風及瓦斯管理措施。按高瓦斯礦井裝備安全監控系統。 工作面采用移動黃泥灌漿站 ,輔助采用阻化劑溶液對采空區浮煤進行噴灑防止氧化自燃。 對勘探鉆孔封孔情況不詳，為防止突水事故發生，礦井開采中和掘進巷道時要對勘探鉆孔采取相應防范措施，搞好探放水工作。 人員入井必須攜帶自救器，并以熟練掌握使用方法。 所有入井人員 ，入井前必須進行安全培訓，掌握井下各種自然災害的自救能力和避災路線，礦井要設兼職救護隊，負責本礦井各種災害救護工作。 制定綜合防塵措施，執行濕式打眼，使用水炮泥，放炮后裝煤矸前灑水降塵。定期清掃巷道煤塵，白化巷道。 26 第六章 提升、通風、排水設備 第一節 提升設備 一、提升方式 本礦井設計年產量 15 萬噸，開拓方式為一對立井開拓，單水平，主井擔負全部提升任務，主井井筒直徑 5m，垂深 169m。礦井服務年限 14a。主井為單側鋼罐道，采用單繩雙鉤纏繞式罐籠提升。 主井井架設新型過卷緩沖及托罐裝置、井底設過 放卷緩沖裝置、井上下設防撞梁。罐籠內設阻車器及防墜器（斷繩保護器）。罐道梁與容器之間距離大于 40mm，井梁與容器之間大于 150mm，因罐籠為升降人員和物料，連接裝置的安全系數，應符合安全規程，經驗算，罐籠連接裝置（廠家配套）安全系數達到 ,符合規范要求 13。 提升容器為一噸礦車單層單車普通罐籠一對。選用。配備 YR355M8 型電動機一臺，功率160KW，電壓 380V，最大提升速度 。 二、主井提升設備 （一）設計依據 礦井年產量 150kt、井口標高： +69m、井底標高： 100m 最大班工作量： 下井工人： 90人； 材料： 14 車； 矸石： 21t； 煤炭： 230t； 其它： 5次； 27 提升容器：一噸礦車鋼罐道單層單車普通罐籠一對。（ GG11型）。自重 2759kg，乘員 12人。 （二）選擇鋼絲繩 1 噸礦車自重 610kg，載煤 1000kg，載矸 1600kg。 繩端荷重 G=2759+（ 610+1600） =4969kg