煤业公司机械化升级改造实施方案（146页）.doc

1、重庆市XXXXXX煤业有限公司机械化升级改造方案 目 录前 言5第一章 井田概况及地质特征14第一节 井田概况14第二节 地质特征17第三节 开采技术条件25第二章 生产现状32第一节 矿井生产能力32第二节 矿井开拓开采现状33第三节 矿井现有主要生产系统34第三章 矿井机械化改造方案39第一节 井田境界及储量39第二节 矿井设计生产能力及服务年限43第三节 井田开拓46第四节 井 筒48第五节 井底车场及硐室49第六节 采区布置51第七节 采煤方法及采煤工艺改造方案57第八节 井巷掘进及装载工艺升级改造60第九节 原煤及辅助运输系统升级改造64第四章 通风系统69第一节矿井瓦斯涌出量预测6

2、9第二节 瓦斯抽采78第三节 矿井通风84第四节 通风设备98第五章 提升、排水、压风和供水系统102第一节 提升系统102第二节 排水系统109第三节 压风系统114第六章 地面生产系统及总平面布置117第一节 原煤生产系统117第二节 辅助生产系统117第三节 矸石处理系统117第四节 总平面布置117第七章 供配电系统117第一节 电源和负荷117第二节 地面供配电120第三节 井下供配电120第八章 灾害预防及安全技术措施122第一节 矿井安全避险“六大”系统122第二节 灾害预防及安全技术措施124第九章 建设工期134第十章 技术经济138第一节 劳动定员及劳动生产率138第二节

3、设计概算139第十一章 煤矿机械化改造效果简评144前 言一、矿井基本情况1项目名称、所在位置及隶属关系项目名称：重庆市XXXXXX煤业有限公司机械化升级改造方案。隶属关系：XX煤业有限公司由永川区国土资源和房管局负责矿权管理，永川区煤炭工业管理局负责行业管理。重庆市XXXXXX煤业有限公司位于永川区城区北东方向，方位30，距永川城区直距约24 km，行政区划属 村所辖。其地理坐标为：东经：1 ，北纬：29 。XX煤业有限公司原名为XXXXXX煤矿，XX煤矿是由原XXXXXX煤矿和 矿井。XX始建于1990年，矿井开采须家河组第一段（内煤组）内的K10、K11、K12和K13 共四层煤，开采标

4、高+7400m。资源整合后的XX煤业有限公司设计生产规模为90kt/a，开采煤层为三叠系上统须家河组第一段（内煤组）的K10、K11、K12、K13共四层煤，；于2009年9月由重庆市国土资源和房屋管理局颁发采矿许可证。2项目背景根据重庆市人民政府关于进一步加快煤矿整合工作的通知（渝府发20092号），XX煤业有限公司为资源整合矿井，规划生产能力90kt/a。2005年7月由重庆永荣电力设计院编制的重庆市XXXXXX煤业有限公司整合初步设计已经重庆市煤炭工业管理局组织专家审查通过，重庆市煤炭工业管理局关于XX煤业有限公司资源整合初步设计的批复(渝煤行管200518号)同意矿井整合初步设计。20

5、05年月7月由重庆永荣电力设计院编制的重庆市XXXXXX煤业有限公司整合初步设计安全专篇，于2010年9月由重庆煤矿安全监察局组织专家评审通过，并以重庆煤矿安全监察局关于重庆市XXXXXX煤业有限公司资源整合工程安全设施设计的批复（渝煤监安监2010329号）同意安全专篇的设计。该矿于2014年6月24日由重庆市国土资源和房屋管理局颁发新采矿许可证，证号，有效期2013年7月15日至2016年7月1日，生产规模90kt/a 。安全生产许可证号：渝Mk安许证字【2014】1403045，有效期自2014年6月20日至2017年7月6日。企业法人营业执照注册号：500383002331084 1-

6、1-1,企业法人代表XX。矿长：XX，持有矿长安全资格证：，矿井开采的有关证件齐全、合法有效。矿井矿区面积3.74733km2，开采标高为+7400m，开采煤层为三叠系上统须家河组第一段（内煤组）K10煤层、K11煤层、K12煤层和K13煤层共4层煤。根据重庆地质矿产研究院2008年10月提交的重庆市XXXXXX煤业有限公司煤炭资源储量核实报告（渝地矿协储核审字2008第028号），截至2014年12月末，划定矿区范围内的煤炭资源量为（122b+2M22+2S22+333）1517kt，其中（122b）885kt，(2M22)175kt,（2S22）11kt,(333)446kt。煤层厚度：本

7、矿井开采须家河组第一段（T3xj1）地层中K10、K11、K12、K13煤层，可采煤层总厚1.30m。其中：K10煤层：该煤层位于须家河组第一段上部，距须一段顶界10m，下距K11煤层3.5m，煤层结构简单，厚度0.080.32m，可采区域平均0.30m，不稳定，为局部可采煤层，暗斜井落平点以南500m处沉积薄化直至无煤（经巷探200m无煤）；在主井以北300m煤层逐渐变薄至0.20m以下，不可采。煤层埋深16539 m，平均埋深278m。K11煤层：上距K10煤层约3.5m，下距K12煤层约17m，该煤层结构简单至复杂，在矿区南翼有一层夹矸，其上分层煤厚0.180.23m，下分层煤厚0.11

8、0.17m，净煤总厚0.290.40m，平均0.32m，夹矸为泥岩，厚0.050.08m。暗斜井落平点以南500m处沉积薄化直至无煤（经巷探200m无煤）。煤层较稳定，全区大部可采，为矿井主采煤层。煤层埋深20543 m，平均埋深281m。K12煤层：上距K11煤层约17m，下距K13煤层约11m，煤层结构简单，可采段平均厚0.25m，矿区内大部分为薄化带，煤层不稳定，为局部可采煤层。平硐暗斜井落平点以南540m处沉积薄化直至无煤。据XX煤矿开采情况，平硐以北煤层厚度变化较大，不稳定。煤层埋深37552 m，平均埋深290m。K13煤层：下距嘉陵江组（T1j）地层30m，煤层结构简单至复杂，在

9、矿区南翼结构简单，在矿区北翼结构复杂。煤层浅部厚、深部薄，厚0.100.42m，夹矸厚度00.21m，煤层不稳定，为局部可采煤层。在原XX煤矿区域大部可采，向深部逐渐薄化至0.20m以下（下山揭露厚0.18m），不可采。在原XX煤矿暗斜井落平点以南540m左右处约200m左右的无煤区，经观测为沉积薄化直至无煤。平硐以南300m逐渐变薄至0.20m以下，不可采。原XX主斜井北巷约610m处开始变薄至0.20m以下（巷探约170 m），不可采。煤层埋深48560 m，平均埋深304m。矿井井巷揭露的各煤层比储量核实报告中的煤层厚度要厚，因此本次机械化改造设计采用矿井实际煤厚。其后面计算的矿井储量也

10、按矿井实际煤厚计算。目前整个矿井机械化装备水平较低，矿井掘进工作面采用人工和耙斗机装矸，回采工作面采用仰伪斜布置风镐落煤的工艺，顺槽采用人力推车运输。为提高矿井机械化生产水平，提高矿井生产规模和劳动生产效率，减少井下作业人员，确保矿井本质安全程度，经业主和公司高层管理团队多次研究决定，对矿井现有部分生产系统进行机械化改造升级。因此矿井特编制重庆市XXXXXX煤业有限公司机械化升级改造方案）。二、编制设计的依据、执行标准及参考资料1.煤矿安全规程（2011年版）；2.煤炭工业小型矿井设计规范（GB503992006）；3.爆破安全规程(GB6722-2003)；4.安全生产法；5.建筑物、水体、

11、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程(2000年版)；6.煤矿建设项目安全设施设计审查和竣工验收规范（AQ10552008）；7.煤矿防治水规定（国家安全生产监督管理总局令第28号）；8.煤矿地质工作规定（安监总煤调2013135号）；9.矿井瓦斯涌出量预测方法(AQ1018-2006)10.煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范(AQ1029-2007)；11.煤矿安全监控系统通用技术要求(AQ6201-2006)；12.矿井通风安全装备标准GB/T505182010；13.矿山救护规程(AQ1008-2007)；14.煤矿井工开采通风技术条件(AQ1028-2006)；15.煤矿井下粉尘综

12、合防治技术规范(AQ1020-2006)；16.建筑设计防火规范GB50016-2006；17.煤矿井下消防、洒水设计规范GB50383-2005；18.煤矿井工开采通风技术条件（AQ1028-2006）；19. 关于印发煤矿瓦斯防治工作“十条禁令”的通知（安监总煤装2011182号）；20.关于发布的通知（安监总规划2006146号）、（第二批）（安监总煤装200849号）、（第三批）（安监总煤装201117号）；21.煤矿井下低压供电系统及装备通用安全技术要求(AQ1023-2006)；22. 关于建设完善煤矿井下安全避险“六大系统”的通知安监总煤装2010146号；23.关于煤矿井下紧急

13、避险系统建设有关问题的通知（渝煤监办2012133号）24. 关于进一步加强煤矿安全生产工作的意见（国办发201399号）；25.关于进一步加强煤矿安全生产工作的通知（渝府办20141号）；26.关于全市进一步推进煤矿机械化工作的意见（渝煤行管20143号）；27.关于实施煤矿机械化升级改造有关事项的通知（渝煤行管2014143号）；28.重庆市XXXXXX煤业有限责任公司矿井瓦斯地质图编制说明书（2010年8月，重庆和信矿山安全评价咨询有限责任公司）；三、设计指导思想遵照技术可行，经济合理，安全可靠的指导思想，立足现有技术及邻近矿井生产经验，在符合规程，规范要求的同时，结合地方煤矿办矿特点，

14、确保各个生产环节合理、简便、安全，确保矿井生产连续、稳定。坚持推行采煤、掘进和运输机械化为主体的原则；坚持充分调研、科学论证、结合实际，合理确定机械化改造技术方案的原则；坚持选用先进、适用、成熟的技术、工艺与装备的原则。机械化改造结合该矿现有的井巷、生产系统、生产设备、划定范围内的地形地质条件、煤层赋存条件和开采技术条件，通过对矿井的安全条件、矿井灾害的分析研究，采用适宜的技术、工艺和装备，使之达到高产高效、安全稳产的目的，努力提高矿井生产能力和抗灾能力，促进矿井正规化生产。充分利用和依托矿井现有井巷工程及地面设施，简化生产、生活环节，提高矿井建设的综合经济效益，节省建设投资。四、设计的主要特

15、点、主要技术经济指标和分析1.矿井为高瓦斯矿井，开采的各煤层中K10、K11、K12有煤尘爆炸危险性，K13煤层没有煤尘爆炸性危险；煤层自燃发火倾向性为类，属自燃发火煤层；矿区工程地质条件中等，矿井水文地质条件简单。2.井田面积及储量矿井矿区面积3.74733km2，开采标高为+7400m，矿区走向长约6400m，可采长度约4000m;平均倾斜宽约1800m（平距：585.5）m；开采煤层为三叠系上统须家河组第一段（内煤组）K10、K11、K12、K13四个煤层；采矿权范围由29个拐点坐标圈闭。截止2014年12月底，剩余矿井工业资源/储量1517kt，设计可采储量1061.9kt。3.矿井设

16、计生产能力及服务年限由于矿井实际井巷揭露，煤层变厚和矿井通过实施机械化改造后，设计生产能力150kt/a，服务年限为7a。4.开拓方式矿井仍采用现有平硐+暗斜井开拓方式，开采180m水平。5.采区布置及采煤方法该水平共设置九个采区。其中：南翼（含水平投产首采区）设一、三、五、七、九、十一共计六个采区，北翼设二、四、六共三个采区；除首采区按双翼布置，采区走向长度1000m外，其余采区全部为单翼布置，采区平均走向长度350m。本次计机械化改造投产验收采区为北翼六采区的N36111工作面，达产时回采工作面布置是：六采区的N36111；四采区的N34132和南翼七采区的S3712和9采区的S3911共

17、四个采面。采用仰伪斜长壁采煤法，风镐、放炮落煤，(K11/K13煤层采用风镐落煤，K10/K12煤层采用放炮落煤)；木支柱、砂磴、木朵支护，缓慢下沉管理顶板，工作面用挡煤板加搪瓷溜槽自溜运输、工作面顺槽采用人力装车运输。机械化改造升级后，矿井仍布置4个采煤工作面，6个掘进工作面能达到机械化改造升级后矿井生产能力150kt/a。主要升级改造内容：一、 将工作面运输顺槽与集中运输巷连接成环形绕道，为实现使用机车运输创造条件；二、 增加二台CTY2.5/6G蓄电池机车，改采煤工作面顺槽人工运输为机车运输。三、 购置1台ZWY-80/30.75G轨轮式装载机装矸，提升掘进装载机械化水平，提高主平巷掘进

18、速度，满足150Kt生产能力回采接续需求。6.大巷运输大巷内铺设15kg/m钢轨，采用CTY2.5/6GB型蓄电池机车牵KFU0.75-SA型矿车运输。7.提升方式及功能主暗斜井、北翼辅助提升斜井的提升设备担负矿井运煤、运料、运矸等功能。8.矿井排水矿井现有二套排水系统：原XX明斜井+300m水平井底车场排水泵房担负原XX+300m水平及以上矿井水排放；+180m井底车场水泵房担负整个+180m水平矿井水排放。(见排水系统图)9.矿井通风矿井采用中央边界式通风，矿井机械化改造后需要风量53m3/s，经校核，南翼风井安设FBCDZ12.5/237型矿用轴流式防爆主要通风机2台，风压为950Pa2

19、080Pa，风量18.534.8 m3/s。北翼风井安设FBCDZ16/275型矿用轴流式防爆主要通风机2台，风压为907Pa2407Pa，风量3051.7 m3/s，满足机械化改造后通风需要。10.矿井供电矿井供电采用双回路供电。外接电源供电线路一回来至永川供电局大安变电站的永九线九吴支线,以10kV供电，供电线LGJ-70钢芯铝绞线，供电距离10.3km；另一回来自永川供电局大安变电站隆普线10kV供电，供电距离12.4km，供电线路为LGJ-70钢芯铝绞线。两回路构成矿井双电源供电，其能力满足矿井提升、排水、通风的要求。入井电压6kV,从地面配电所馈出一回路6kV电源线路从主平硐入井至1

20、80m配电所，同时从地面配电所馈出一回路10kV电源线路从主平硐入井至370m水平变电所，同时从370m变电所馈出一回路至=180m水平变电所，从而构成+180m水平双回路供电，入电缆双回路均选用MYJLV22395矿用交联电缆（利用矿井现有的），一回路使用，一回路备用，供电距离分别为1000m、800m。11.地面生产系统井下的煤炭经主（辅助提升）暗斜井绞车至+370m上车场，组车后由CTY2.5/6G蓄电池机车运输至地面，经人工翻煤到地面洗煤厂煤仓，加工后的商品煤以汽车运输到各用户。矸石经主（辅助提升）暗斜井绞车至+370m上车场，组车后由CTY2.5/6G蓄电池机车运输运至地面矸石场，供

21、附近矸砖厂加工利用。12.地面建筑和总平面布置本机械化改造方案充分利用已形成的工业场地，现有的工业场地较为完善，担负原煤、矸石的洗选加工、装卸、贮存外运以及机修、坑木的转运加工等主要任务，并肩负其他功能。根据地形特点，兼顾生产、生活、管理及外部运输的合理性等原则布置。13.矿井机械化改造总的评价1）技术合理性：各煤层均为急倾斜煤层，煤层较稳定，不适合采用机械化程度较高的设备，只能使用小型机械设备。本次设计各煤层采用风镐和放炮落煤（不同煤层采用不同方法），达产时布置4个工作面达150kt/a的生产能力，同时配备6个掘进工作面保证正常接续。改造后矿井服务年限为7a，满足规范要求。2）经济高效性：劳

22、动定员减少，生产效率增加，经济效益明显。3）安全保障性: 随着机械化开采水平的提升，将提高采面推进度，减小顶板管理难度，提高安全保障程度，消除安全隐患因素，降低事故发生率，创造有利的安全生产局面，更加合理开发利用资源。4）机械化改造工期约为4.5个月。五、存在问题及建议1.工作面顺槽沿煤层走向布置，采用腰线控制巷道坡度，导致巷道频繁转弯，只能采用机车运输，难以实现连续运输，运输机械化程度虽有相对提高，但仍然差距大。建议下一步工作中，结合煤层赋存条件，加强掘进施工技术管理，采取中、腰线控制巷道走向和坡度，创造连续运输的有力条件，最大限度进行运输机械化改造。2. 煤层夹矸厚度变化较大，影响原煤灰分

23、，建议加强煤质管理工作，降低因灰分增加而影响原煤售价的程度3.加强地质基础工作。矿山地质勘查程度虽较高，但还应加强矿井地质工作，不断的提高其对各项开采技术条件的认识，为机械化改造创造条件。矿井在开采过程也要进一步加强地质资料的收集工作，分析掌握地质构造变化情况，准确掌握资源赋存状况，及时修测完善地质资料，以避免采掘部署的盲目性，以降低投资风险。4.相邻矿井较多，且大部分已关闭，采空区面积较大，且本矿亦形成部分采空区。矿井除加强对矿井采空区准确位置等地质资料的收集外，还必须在确保保安煤柱的留设，进行巷道的开拓和生产过程中，一定要坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的防治水原则和“防、堵

24、、疏、排、截”五项综合治理措施，一定要执行探放水措施和采空区内封闭瓦斯的排放安全措施，同时加强附近巷道的支护，严防透水、瓦斯和顶板事故的发生。5.加强技术人才的管理。随着机械化开采技术的运用，相关技术人才的需求急剧增加，建议矿方采取引进、代培、自培等方式加强技术人才的管理。第一章 井田概况及地质特征第一节 井田概况一、交通位置1.矿区位置XX煤业有限公司位于永川区城区北东方向，方位30，距永川城区直距约24 km，行政区划属永川区茶山竹海街道办事处迎峰村所辖。其地理坐标为：东经：1055841，北纬：292733。2.矿区交通矿井有1.2km简易公路与大安至迎峰村乡村公路相连接，距永川区城区约

25、24km，该矿交通较为方便（见交通位置图）。二、地形地貌及河流1.地形地貌矿区属剥蚀性低山丘陵地貌，地势西北低，东南高，地形最高点为矿井东翼浅部白家院子一带，标高+775m，最低点位于中坝河沟一带，标高+290m，相对高差485m，山脉走向与背斜构造线一致。矿区范围地表无大的水体，地表水系呈树枝状，沟谷坡度大，有利于地表水排泄。2.河流水系地表无水库、江河等水体，矿区地下水靠大气降水补给，以垂直渗透为主，区内主要含水层属于砂岩和灰岩裂隙含水层。属长江水系。三、气象及地震1.气象条件本区属大陆性亚热带温湿季风气候，四季分明，雨量充沛，具有冬季潮湿、寒冷、夏热的特征。据永川区气象局观测资料，最高气

26、温41.8C（2006年8月23日），最低气温2.9C（1958年2月27日），年最大降雨量1443mm（1962年），最小降雨量709mm（1961年），多年平均降雨量1032mm，降雨期主要集中在59月，占全年降雨量70%，年蒸发量平均1129mm，最高1427mm（1961年），最低873.2mm（1962年），霜期多集中每年12月至次年2月，年霜期一般6天，最多38天（1958年），风向一般为NNW，风力23级。2.地震根据中国地震动参数区划图（GB1 8306-2001）及中国地震烈度区划图（1990），矿区地震设防基本烈度为度，地震动峰值加速度为0.05g，地震动反应谱特征周期为0

27、.45s。四、煤矿开发简史1.矿区经济概况矿区位于重庆市永川区茶山竹海街道办事处，永川区茶山竹海街道办事2009年6月25日挂牌成立，位于永川城区北面，是城市的天然绿色屏障和生态背景，是重要的休闲度假和职教产业功能区。辖区面积96.6平方公里，人口63833人，其中城镇人口46800人，农业人口17033人，城镇化率达73.3%。下辖1个居委会、7个行政村。有箕山电煤、飞达机械、中华茶艺山庄等各类企业80余家。2.矿区开采现状重庆市XXXXXX煤业有限公司为资源整合矿井，矿井资源整合工程于2009年9月竣工，现生产规模90kt/a。矿井为平硐+暗斜井开拓方式，采用中央边界式通风，现布置有四个井

28、筒，即主平硐：标高+365；南翼风井（原XX煤矿平硐）：标高+397；XX明斜井（南翼排水斜井）：标高+413；中央（北翼）风井：标高+532。矿井划分为四个水平，即550m水平，370水平、+180m水平和0m水平，其中+550水平和+370水平已于2009年以前开采结束。矿井现主要生产水平为180m水平，0m水平尚未开拓延深。矿井现回采工作面和掘进工作面均布置在180m水平。采煤工作面采用伪斜长壁采煤法采煤，风镐和放炮落煤，木支柱支护，缓慢下沉法管理顶板。掘进工作面采用钻爆法施工，人工或耙斗机装矸。2014年12月末，该矿推算煤炭资源量为（122b+2M22+2S22+333）1517kt

29、，其中（122b）885kt，(2M22)175kt,（2S22）17kt,(333)439kt。五、矿区范围保护区、“三下”开采对象该矿开采的煤层均为薄煤层，采用地下开采对周边生态的影响不大，地表未见陡崖、滑坡、泥石流等不良地质现象，矿区范围也未见泉井干涸，矿山开采形成的矸石直接运至矸砖厂，洗选厂洗水实现闭路循环，不会给周边环境造成污染。区内耕地少，无森林公园、文物古迹、风景名胜区，不属于国家自然保护区。开采范围对应地表无民居，只有简易公路与外界相连，无铁路、县级以上公路通过矿区。第二节 地质特征一、地质构造矿区位于川东褶皱带华蓥山帚状褶皱束向西南延伸部分之东山背斜中南段西翼（见构造纲要图）

30、，矿区内呈单斜构造，地层总的倾向为290340，倾角4661，一般为54，构造简单，本矿井内煤层无影响开采布置的断层。综上所述，矿井地质构造复杂程度为简单。二、地层矿区出露地层有侏罗系中统新田沟组（J2x），中下统自流井组（J1-2zl），下统珍珠冲组（J1z），三叠系上统须家河组（T3xj），三叠系下统嘉陵江组（T1j），缺失三叠系中统雷口坡组（T2l）。地层倾角5061，平均58，倾向290340。现对其岩性由新至老简述如下：1、侏罗系中统新田沟组（J2x）分布于矿区西部，其岩性主要为杂色砂泥岩，与下伏地层呈整合接触，厚60180m。2、侏罗系中下统自流井组（J1-2zl）岩性为紫红色砂岩

31、、泥岩、页岩。底部为一层浅灰色石灰岩。与下伏地层呈整合接触，厚192269m。3、侏罗系下统珍珠冲组（J1z）岩性为褐黄色、紫红色厚层、中厚层状泥岩夹粉砂岩，与下伏地层呈假整合接触，厚度约90m。4、三叠系上统须家河组（T3xj）岩性为灰色、深灰色中厚、厚层状中粒长石石英砂岩、泥岩、细砂岩、砂质泥岩及薄煤层。与下伏地层呈假整合接触，平均厚度540m。5、三叠系下统嘉陵江组（T1j）灰色厚层状石灰岩夹薄层状钙质泥岩及泥质灰岩，顶部为白云质灰岩，厚度不详。三、含煤地层及可采煤层1、含煤地层三叠系上统须家河组（T3xj）为该矿主要含煤地层。按沉积旋迴结构和岩性组合分为六段。现由新至老分述如下：第六段

32、（T3xj6）：岩性为浅灰色灰白色细至中粒中厚层状、厚层状长石石英砂岩，夹粉砂岩，该段厚7588m，平均85m。第五段（T3xj5）：岩性为灰色、深灰色泥岩、泥质粉砂岩、砂质泥岩及炭质泥岩和薄煤层（线），本段中上部的K5煤层厚度较稳定，为基本可采煤层，矿井现占用开采，该段习惯上称为外煤组或上煤组，厚24m44m，平均30m。第四段（T3xj4）：为浅灰色，灰白色中厚层状中粒长石石英砂岩间夹细砂岩含菱铁矿结核，该段厚125m142m，平均130m。第三段（T3xj3）：灰深灰色薄中厚层状砂质泥岩夹薄层状细砂岩、粉砂岩、炭质页岩含菱铁矿结核，该段含K6（小双连）、K7（大双连）、K8（双下连）、K

33、9（独连）等四层煤。经生产巷道揭露，大双连（K7）煤层基本达最低可采厚度0.2m，且矿井已局部开采。其余的K6（小双连）、K8（双下连）、K9（独连）煤层均不可采。本段称中煤组，厚50m120m，平均75m。第二段（T3xj2）：岩性为灰灰白色厚层状中粒长石石英砂岩，局部夹泥岩及菱铁矿结核，本段厚130m170m，平均140m。第一段（T3xj1）：岩性为深灰色砂质泥岩、泥岩、细砂岩和碳质泥岩及煤层。中部含四层煤，即K10、K11、K12、K13，本段习惯上称为内煤组或下煤组，平均厚度约70m。见煤系地层柱状图XX煤业有限公司煤系地层柱状图2、可采煤层本矿井开采须家河组第一段（T3xj1）地层

34、中K10、K11、K12、K13煤层，可采煤层总厚1.30m。K10煤层：该煤层位于须家河组第一段上部，距须一段顶界10m，下距K11煤层3.5m，煤层结构简单，厚度0.080.32m，可采区域平均0.30m，不稳定，为局部可采煤层，暗斜井落平点以南500m处沉积薄化直至无煤（经巷探200m无煤）；在主井以北300m煤层逐渐变薄至0.20m以下，不可采。煤层埋深16539 m，平均埋深278m。K11煤层：上距K10煤层约3.5m，下距K12煤层约17m，该煤层结构简单至复杂，在矿区南翼有一层夹矸，其上分层煤厚0.180.23m，下分层煤厚0.110.17m，净煤总厚0.290.40m，平均0

35、.32m，夹矸为泥岩，厚0.050.08m。暗斜井落平点以南500m处沉积薄化直至无煤（经巷探200m无煤）。煤层较稳定，全区大部可采，为矿井主采煤层。煤层埋深20543 m，平均埋深281m。K12煤层：上距K11煤层约17m，下距K13煤层约11m，煤层结构简单，可采段平均厚0.25m，矿区内大部分为薄化带，煤层不稳定，为局部可采煤层。平硐暗斜井落平点以南540m处沉积薄化直至无煤。据XX煤矿开采情况，平硐以北煤层厚度变化较大，不稳定。煤层埋深37552 m，平均埋深290m。K13煤层：下距嘉陵江组（T1j）地层30m，煤层结构简单至复杂，在矿区南翼结构简单，在矿区北翼结构复杂。煤层浅部

36、厚、深部薄，厚0.100.42m，夹矸厚度00.21m，煤层不稳定，为局部可采煤层。在原XX煤矿区域大部可采，向深部逐渐薄化至0.20m以下（下山揭露厚0.18m），不可采。在原XX煤矿暗斜井落平点以南540m左右处约200m左右的无煤区，经观测为沉积薄化直至无煤。平硐以南300m逐渐变薄至0.20m以下，不可采。原XX主斜井北巷约610m处开始变薄至0.20m以下（巷探约170 m），不可采。煤层埋深48560 m，平均埋深304m。3、煤层对比本区煤组地层之岩性及厚度变化不大，含煤层数较多，有的煤层虽变薄至不可采或尖灭，但层位一般稳定，是对比的有利条件，煤层对比主要依靠以下几个方面：（一）

37、各煤层结构及在煤系中之部位各煤层结构、厚度及稳定程度见表1。表1 各煤层结构、厚度及稳定程度对比表煤层编号结构及厚度K13K12K11K10结构简单至复杂简单简单至复杂简单厚度（m）0.100.420.210.410.120.270.250.290.340.320.080.320.30夹矸（m）无无一层，厚0.050.08稳定程度不稳定不稳定较稳定不稳定（二）标志层本矿区含煤地层为T3xj1以砂、泥岩为主，T3xj2以中长石英砂岩为主，T1j以灰岩为主，可用T3xj2和T1j作为标志层进行煤层对比。（三）层间距煤层与煤层的层间距在煤系中分布具有一定的变化范围和一定规律（详见表8），利用其变化特

38、征可以帮助煤层对比。表2 煤层间距表煤 层层间距(m)K13K12K12K11K11K10平 均11173.5最 大15206最 小8133该矿区煤系地层、岩性及厚度变化较小，煤层层位较稳定，如K13 、K12位于须家河组第一段中下部， K11、K10位于须家河组第一段上部，其中K13和K12间相距11m，K12和K11间相距17m，K11和K10间相距一般仅3.5m。根据各煤层在煤系中的组合部位及自身的煤岩结构、构造和顶底板特征，可用于煤层对比。4、 煤质煤的物理性质及宏观煤岩类型1、K13煤层：煤层为半亮半暗型煤，性脆，阶梯状断口，具条带结构，似层状构造。2、K12煤层：煤层为半亮半暗型煤

39、，性脆，阶梯状断口，具条带结构，似层状构造。3、K11煤层：煤层为暗亮煤，性脆，具条带结构，似层状构造。4、K10煤层：煤层以暗煤及亮煤为主，属暗亮型煤，性脆，阶梯状断口，具条带结构，似层状构造。煤的宏观煤岩类型为半暗和半亮型煤。 煤的化学组分根据重庆煤（焦）炭质量监督检验站对K13、K12、K11、K10煤层煤样煤质化验，K10煤层属低灰、中硫、高热值1/3焦煤，K11煤层属低灰、低硫、高热值焦煤，K12煤层属低灰、低硫、高热值1/3焦煤，K13煤层属低灰、中高硫、高热值1/3焦煤，化验结果见表3。表3 煤质化验资料表煤层编号水分Mad(%)灰分Ad(%)挥发分Vd(%)固定碳FCd(%)硫

40、分St,d(%)发热量Qgr，d(MJ/kg)粘结指数胶质层厚度(mm)XYK130.7312.5529.0858.372.9829.239434.012.0K121.2411.3826.0762.550.5329.498243.011.0K110.8213.6523.1963.160.6028.665256.09.0K101.3813.7127.7058.590.9327.929240.014 煤层风（氧）化特征矿区内煤层没有出露地表，无风氧化带。 煤岩类型和品级据表3可知：矿井各煤层属中高灰、低硫、高热值的1/3焦煤。 煤层围岩和夹石各煤层直接顶为泥岩、砂质泥岩，局部有一层碳质泥岩伪顶，一

41、般厚0.10.20m，老顶为粉砂岩或泥质粉砂岩。底板为泥岩或粉砂质泥岩。综上，顶底板整体性好，易于管理，对采煤方法选择无大的影响。但在生产过程中应加强顶板管理，防止冒顶事件的发生。 矿床共（伴）生矿产无共（伴）生矿产。3 煤炭加工技术性能该矿在矿井工业广场建有坑口洗选厂一座，为三段式筛下空气室跳台机洗选，型号SXKT6，入洗能力为原煤70100t/h，电机功率15KW。加工甲级精煤、中煤和洗矸。按中煤含量法评价，比重1.41.8之间的中煤产出率为14.3%，属中等可选；按小于1.4比重液的浮煤灰分为5.9%，理论浮煤回收率79.3%，属优等级别。洗选用水采用全循环闭路用水，对环境不会造成污染。

42、噪音极小。第三节 开采技术条件一、 水文地质条件1、地形地貌本区属大陆性亚热带温湿季风气候，四季分明，雨量充沛，具有冬季潮湿、寒冷、夏热的特征。据永川区气象局观测资料，最高气温43.6C（2006年8月10日），最低气温2.3C（1953年1月18日），年降雨量在978.51138.7mm之间，最大日降雨量85mm（1973年8月24日），降雨期主要集中于510月，占全年降雨量的80%。相对湿度为82%，风向一般为NNW，风力23级。矿区处于东山背斜北段东翼，属剥蚀性低山丘陵地貌。地势西北高，东南低，地形最高点为矿井南翼浅部白家院子一带，标高+775m，最低点位于平硐井口一带，标高+390m，

43、相对高差385m，山脉走向与背斜构造线一致。地表水系呈树枝状，沟谷坡度大，有利于地表水排泄，地表水大多沿横向溪沟流入永胜水库和明星水库。XX水库和明星水库，水库面积分别约152500m2和28000m2，按平均水深5m计算，蓄水量约902500m2，库底最低标高分别约+355m和+317m，岩层为侏罗系珍珠冲组和自流井组地层。经开采下山移动角计算，矿井开采对两水库无影响。2、含（隔）水层的划分区内砂岩、灰岩裂隙相对发育，利于地下水的补给、运移和排泄，视为含水层；泥岩、砂质泥岩等结构致密，孔隙和裂隙不发育，起隔水作用，视为隔水层。故将须家河组（T3xj）第二、四、六段砂岩和嘉陵江组灰岩视为含水层

44、，须家河组第一、三、五段的泥岩、粉砂质泥岩视为隔水层。矿区内未见断层，各含水层间一般无水力联系。1）三叠系上统须家河组第六段第三亚段（T3xj6-3）：位于K13煤层上部，一般厚4060m，平均50m。其岩性为灰白色厚层状、厚层状中组粒长石石英砂岩、岩屑石英砂岩。浅部裂隙较发育，含水性强，大气降水补给多，深部裂隙不发育，含水性较强，为K13煤层直接充水含水层，因此对开采影响较大。2）三叠系上统须家河组第六段第一亚段（T3xj6-1）：位于K8、K7煤层上部，厚70120m，平均89m。其岩性为浅灰、灰白色厚层状细中粒长石石英砂岩。浅部裂隙较发育，含水性强，大气降水补给多，深部裂隙不发育，含水性

45、较强，为K8、K7煤层直接充水含水层，因此对开采影响较大。3）三叠系上统须家河组第四段（T3xj4）：位于K4煤层下部，一般厚99180m，平均133m。其岩性为灰色厚层状中粒长石石英砂岩。浅部裂隙较发育，含水性强，大气降水补给多，深部裂隙不发育，含水性较强，为K4煤层直接充水含水层，因此对开采影响较大。三叠系上统须家河组第六段第二亚段（T3xj6-2）：一般厚3770m，平均58m。灰黑色泥岩、砂质泥岩、碳质泥岩等组成。结构致密，裂隙不发育，含水性极弱，主要起隔水作用，为良好的隔水层。4）三叠系上统须家河组第五段（T3xj5）：一般厚3770m，平均58m。泥岩、粉砂质泥岩、泥质粉砂岩等组成

46、。结构致密，裂隙不发育，含水性极弱，主要起隔水作用，为良好的隔水层。3、充水因素分析矿井充水因素主要有三个，一是大气降水、二是含水层、三是老窑积水。1）大气降水：大气降水是矿井主要的充水来源，它通过采空塌陷裂隙渗透进入矿井，据该矿多年观测，洪水季节矿井涌水量明显增大。2）含水层：须家河组第二段、第四段砂岩和嘉陵江组灰岩，出露地表部分为坡地，不利于地表水的补给，但直接覆盖（伏于）煤层之上（之下），大气降水和地表溪沟水将通过采动裂隙缓慢补给含水层。对矿井充水影响较大。3）老窑积水：各煤层老采空区范围和浅部煤矿调查所得，矿井在开采期间，应加强探放水措施，坚持“有疑必探，先探后掘”的原则，防止老窑穿水

47、事故的发生。在矿井延深开采的情况下，老窑水会沿着采空裂隙向下渗透。因此，老窑采空区水是矿井充水的因素之一。4、矿井涌水量根据近期观测现矿井涌水量平均为：正常=68m3/h，最大=190m3/h。矿井已开采面积约为2281037m2。本次采用水文地质比拟法，根据公式Q预=Q0预测矿井涌水量。式中：Q预：预测涌水量(m3/h)；Q0：现矿井最大或正常涌水量(m3/h)；S0：现开采平面积(m2) 2281037m2S1：预测范围的面积(m2) 4307719m2+373m水平涌水量预计：最大涌水量：Q预最2=Q0=190=267 (m3/h)正常涌水量：Q预正2=Q0=68=96(m3/h)5、矿

48、区供水水源矿井旁边有明星水库，该水库用管道及水泵抽入工业广场修建的高位蓄水池，沉淀消毒后然后从储水池接管路至工业广场和井下各用水点，满足生产、生活用水的需要。综上所述，矿井水文地质类型为砂岩裂隙矿床，水文地质条件简单。二、工程地质条件及开采后的变化1、工程地质条件现状评价（1）岩土工程地质条件土体工程地质条件第四系残坡积粘土、粉质粘土及少量块碎石土，一般具可塑性，厚度薄，分布分散。主要分布于丘陵、斜坡地带。由粉砂岩、泥岩等风化、剥蚀后的残坡积物，土层厚度薄，缓坡及丘陵地带稍厚，土质多为粘土、粉质粘土、碎石土，土体呈松散或半固结状，分选性、胶结性较好，土体较松散，透水性较好，土体强度弱，压缩性高

49、，受力后土体沉降量较大，边坡容易失稳。岩体工程地质条件A. 上覆地层含煤地层上覆围岩为碎屑岩，主要为中粒砂岩，大部为中厚层状，岩体普遍较完整，岩体多为块状，岩石致密、坚硬，属坚硬类型，抗压强度高，抗风化能力强，RQD值高，岩体多数II、III类，岩体稳定性中等良，工程地质条件较好，不良之处是这类岩石在裂隙较发育时，巷道易于掉块等。B. 含煤地层为碎屑岩，以细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩及煤层为主，多为层状，少量碎裂结构，该地层中细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩属中等坚硬岩组，力学强度中等，有一定遇水软化性，岩石完整性较好，岩体稳定性中等；粉砂质泥岩、泥岩、碳质泥岩、煤层属软弱岩组，力学

50、强度低，遇水时极易软化、膨胀，塑性强，岩石完整性不好，岩体稳定性较差，巷道掘至该层段时，易产生顶部塌陷底鼓及片帮等现象。C. 下伏地层主要为中粒砂岩，大部为中厚层状，岩体普遍较完整，岩体多为块状，岩石致密、坚硬，属坚硬类型，抗压强度高，抗风化能力强，RQD值高，岩体多数II、III类，岩体稳定性中等良，工程地质条件较好，不良之处是这类岩石在裂隙较发育时，巷道易于掉块等。（2）煤层顶底板工程地质条件K13煤层：直接顶为灰黑色泥岩、砂质泥岩，局部有一层厚0.050.20m碳质泥岩伪顶，属软弱工程岩组，不稳定，老顶为灰、深灰色粉砂质泥岩，属半坚硬工程岩组，较稳定；底板为泥岩及粉砂质泥岩，属软弱工程岩

51、组，不稳定。K12煤层：直接顶为灰黑色泥岩、砂质泥岩，局部有一层厚0.050.20m碳质泥岩伪顶，属软弱工程岩组，不稳定，老顶为灰、深灰色粉砂质泥岩，属半坚硬工程岩组，较稳定；底板为泥岩及粉砂质泥岩，属软弱工程岩组，不稳定。K11煤层：直接顶为灰黑色泥岩、砂质泥岩，局部有一层厚0.050.20m碳质泥岩伪顶，属软弱工程岩组，不稳定，老顶为灰、深灰色粉砂质泥岩，属半坚硬工程岩组，较稳定；底板为泥岩及粉砂质泥岩，属软弱工程岩组，不稳定。K10煤层：直接顶为灰黑色泥岩、砂质泥岩，局部有一层厚0.050.20m碳质泥岩伪顶，属软弱工程岩组，不稳定，老顶为灰、深灰色粉砂质泥岩，属半坚硬工程岩组，较稳定；

52、底板为泥岩及粉砂质泥岩，属软弱工程岩组，不稳定。综上所述，本区工程地质复杂类型属中等。2、工程地质条件预测评价煤层顶底板工程地质条件预测评价煤层顶板、底板稳定性较差，须加强顶底板管理，如果支护不良，可能出现顶板跨塌、片帮、底鼓、支架下陷等工程地质问题。本矿区工程地质条件为中等。在开采过程中应加强巷道顶、底、帮的支护管理工作，预防安全事故发生。各煤层都应加强巷道及回采工作面的顶板支护。岩体工程地质条件预测评价区内岩体主要分碳酸盐岩和碎屑岩两大类。中粒砂岩属硬质岩，力学强度高。泥岩、砂质泥岩，属软质岩，力学强度较低。区内不论是硬质岩或是软质岩，由于构造节理裂隙相互切割，将完整的岩体切成块体，破坏了

53、岩体的完整性，加上采矿活动所产生的岩体开裂，造成采空塌陷及地裂缝等，将进一步影响岩体的稳定性，易产生斜边坡失稳。矿区岩体工程地质条件将变得较复杂。因此，在浅部采动影响区不宜进行地面工程建设，同时注意在陡坡地段采用条带式开采方法，减小采动对斜边坡的影响性。综上所述，本区工程地质复杂类型属中等。3、环境地质条件及开采后的变化矿山环境地质条件现状评价地震根据中国地震参数区域图（2001-02-022，GB18306-2001），该区地震运动加速度0.05g，地震动反应谱特征周期0.35S，地震基本烈度为度。地质灾害现状根据本次现场调查，矿区范围内未发现滑坡、崩塌、泥石流以及采煤塌陷等不良地质现象，矸

54、石边坡基本稳定。现矿井工业广场、主井、风井遭受地质灾害危害的可能性小，地质环境条件较好。地表水污染现状矿山永胜水库和明星水库低于该矿矿井井口标高，矿井排出的污水流向永胜水库和明星水库，对环境造成一定污染。大气污染现状矿山目前主要的大气污染源为煤矿燃煤煤烟、矿井废气及当地民用燃煤，区域内主要的污染物是粉尘，SO2次之，烟尘最小。矿山环境地质条件预测评价根据设计的开采方法、开采煤层的层数，预测未来矿井采矿影响程度可能比现在更加强烈，随着矿井开采强度增强，矿区因采动影响地段有可能出现地裂缝、地面塌陷等地质灾害，陡坡、陡岩将出现崩塌失稳的可能性增大。同时可能引起地下水位下降，造成原影响区以外的井、泉流

55、量减小甚至疏干。其环境地质条件可能进一步恶化，各种地灾有可能显现。矿井疏排水，会将矿井中氯、磷、氟、砷、硫等有害物质及开采中产生的有害物质带入地表水、地下水中，对地表水、地下水产生不同程度的污染。煤矿必须加强生产废水治理，严格控制污染物排放。由于煤矿排出的煤层气（瓦斯）对大气起温室效应，矿井煤尘对人体呼吸系统造成伤害，汽车外运时煤灰、煤尘会影响公路沿线环境，煤矿锅炉燃煤会排放SO2、CO、CO2，故煤矿直接排放废气粉尘会影响大气环境，正常排放时SO2、TSP的日均浓度和年均浓度均未超过环境空气质量标准（GB30951996）二级标准，对工业广场周围环境空气有一定影响；XX煤矿非正常排放情况下，

56、TSP最大落地浓度在各种气象条件下均未超标，但较正常排放情况下有大幅增加，且影响范围增大，对周围大气环境造成一定的影响，应采取有效措施，杜绝非正常排放的发生。以上为矿山已存在或将来采矿中可能出现的常见灾害地质、环境地质问题，矿山在今后的建设中，应加强环境地质调查，建立健全环保机构及环保设施，以预防为主，治理为辅，综合治理，尽量避免因采矿活动诱发或加剧上述灾害的发生。第二章 生产现状第一节 矿井生产能力一、设计生产能力2005年3月由重庆永荣电力设计院编制的重庆市XXXXXX煤业有限公司整合初步设计已经重庆市煤炭工业管理局组织专家审查通过，重庆市煤炭工业管理关于XX煤业有限公司扩建初步设计的批复

57、（渝煤行管2010140号）同意矿井扩建初步设计，设计生产规模为90kt/a。2009年12月5日，永川区煤炭工业管理局关于对重庆市XXXXXX煤业有限公司9万吨/年资源整合工程竣工综合验收的批复（永煤管201398号文）通过该矿资源整合工程竣工综合验收，矿井现生产能力为90kt/a。二、核定生产能力该矿于2005年4月至2009年9月一直在进行资源整合工程施工，矿井于2009年12月完成竣工综合验收，生产能力90kt/a。期间没有进行生产能力核定。三、近几年的原煤生产情况矿井于2009年12月资源整合工程完成，2010年-2014年度共生产原煤423kt。平均年产84.6Kt;主要销往四川和

58、重庆的化工厂、电厂、焦化厂等。第二节 矿井开拓开采现状一、现有开拓方式和采煤工艺矿井采用平硐+暗斜井开拓，矿井现就一个生产水平，即180m水平也是本次机械化升级改造实施水平，+180m水平现有5个采区在布置和开采，即南翼7、9、11三个采区，上界标高300m，下界标高180m；其中7、9采区正在开采，11采区正在布置；北翼4、6二个采区，上界标高+370m，下界标高+180m，其中4采区正在开采，6采采区在布置中。本次机械化升级改造验收工作面安排在6采区。全矿井目前布置四个采煤工作面，即“N34131”、“N34112”“S3711”和“S3910”即南北翼各二个采煤工作面。均采用仰伪斜走向长

59、壁采煤法，工作面风镐和放炮落煤，木支柱、木朵、砂磴支护顶板，缓慢下沉法管理顶板。矿井目前布置有6个掘进工作面，采用钻爆法施工，人工或耙斗机装矸。矿井采用分区式通风，通风方法为机械抽出式。矿井现由主平硐+暗斜井、原XX明斜井（排水）、南翼风井、中央（北翼）风井形成矿井中央边界式通风方式。二、现有井筒矿井目前共布置有四个井筒，主平硐+暗斜井、原XX明斜井（排水）、南翼风井、中央(北翼)风井。主平硐是矿井主要进风和主要运输、行人巷道，井口坐标X3259807 Y35595363，Z+353m，长650m，布置在顶板岩层中，穿层布置，三心拱断面，净断面积6.8m2，净宽3.6m，净高2.25m，锚喷支

60、护，铺设15kg/m钢轨，600mm轨距，双道敷设。主要用作全矿井进风、运输、排水、敷设管道及行人之用，服务年限为矿井服务年限。原XX明斜井，井口坐标X3258389Y35594559Z+413m，方位角304，坡度25，长267m。布置在煤层顶板岩层中，穿层布置，半圆拱断面，净断面积5.37，净宽2.4m,净高2.5m；主要用作矿井南翼+300m水平排水，辅助进风、行人之用。南翼回风井，井口坐标X=3257736、Y=35594271、Z=+397m，穿层布置于煤系顶板岩石中；长595m，三心拱断面，净断面积5.8，净宽2.8m，净高2.5m。主要用矿井南翼回风、+400m水平排水。北翼回风

61、井，井口坐标：X=3260016、Y=35594870、Z=+532m，方位角295，坡度37；穿层布置于煤系顶板岩石中；半圆拱断面，净断面积6.51，净宽3m,净高2.5m；专为矿井北翼回风之用。第三节 矿井现有主要生产系统一、运输系统1.原煤运输系统采煤工作面自溜顺槽人工装运集中运输巷防爆蓄电池机车主暗或北翼辅助提升斜井下车场斜井绞车+370m上车场主平硐蓄电池机车地面工业广场经人工翻到洗选厂储煤仓。2.辅助运输系统矸石经人工或耙斗机装车防爆蓄电池机车运输主（北翼辅助提升）暗斜井下车场绞车或北翼辅助提升斜井+370m上车场主平硐蓄电池机车地面矸石场。材料、设备运输线路与原煤、矸石运输相反。

62、人员进入井经主平硐平硐、副暗斜井架空人车+180水平各工作地点。井下的煤炭经主暗斜井或北翼辅助提升斜井绞车提升至+370m各上车场，组成列车由电机车经主平硐运输至地面工业广场，经人工翻煤到洗选厂储煤仓，加工精煤以汽车运输到各用户。矸石经主斜井运至地面工业广场临时矸石场，然后运往矸砖厂生产矸砖。由于运输条件限制，该矿煤炭外运全部实行汽车运输。主平硐铺设15kg/m钢轨，轨距600mm，暗斜井铺设18Kg/m钢轨，分别安装1台2JTP-1.61.2型和JTP-1.20.8型矿用提升绞车，作为矿井主提升。其各绞车及钢绳参数见提升运输部分。副暗斜井安装有1台RJY22-26/300型固定抱索式架空乘人

63、装置，电机功率22kW，绳速绳速0.8m/s。矿井水平运输大巷采用CTY2.5/6G防爆蓄电池机车运输，现有机车6台。二、通风系统矿井采用中央边界式通风，通风方法为机械抽出式，由主平硐、原XX明斜井进风，南翼风井、中央（北翼）风井回风。南翼风井安设FBCDZ12.5/237型矿用轴流式防爆主要通风机2台，风压为950Pa208/0Pa，风量18.534.8 m3/s。中央（北翼）风井安设FBCDZ16/275型矿用轴流式防爆主要通风机2台，风压为907Pa2407Pa，风量3051.7 m3/s采煤工作面采用“U”型通风。掘进工作面采用局部通风机进行压入式通风，采用三专两闭锁供电，局部通风机型

64、号FBY5.5型和FBY-11型，电机功率5.5kw和11KW，电压380V，风量为240130m3/min，全压为8002250Pa。三、瓦斯抽放系统矿井在地面建立有固定式瓦斯抽放系统，安装有2BEA-203型水环真空泵2台，1台工作，1台备用，配套电机功率37kW，380V，转速980r/min，吸入压力为1013hPa时最大排气量：Q=17 m3/min；极限真空绝压H=100hPa，耗水量6.517.5m3/h。四、排水系统矿井现为一级排水。在+180m水泵房(主暗斜井下车场)安装MD155307型水泵2台，其技术参数为：额定流量155m3/h，额定扬程210m，最高效率74，允许吸上

65、真空度（hs）为5.0m，配套电机功率160kW；MD280-43X6型高压水泵一台（防洪备用），其技术参数为：额定流量280m3/h，额定扬程258m，最高效率85，允许吸上真空度（hs）为6.0m，配套电机功率315kW；D85-45X5型水泵一台，其技术参数为：额定流量85m3/h，额定扬程225m，最高效率74，允许吸上真空度（hs）为5.0m，配套电机功率90kW。排水管路2趟，管径2508mm。在原XX明斜井+300m水平水泵房安装有280D-43X3型水泵三台，其技术参数为：额定流量280m3/h，额定扬程129m，最高效率74，允许吸上真空度（hs）为5.0m，配套电机功率16

66、0kW；100D-45X3型水泵二台，其技术参数为：额定流量100m3/h，额定扬程135m，最高效率74，允许吸上真空度（hs）为5.0m，配套电机功率55kW；分别敷设30010mm和1256.5mm排水管路两趟。五、矿井“六大系统”1、监测监控系统矿井升级安装KJ90NA监测监控系统二套，一套使用，一套备用，设置大、中分站共10个，装备各类传感器83台，备用按照20%考虑。满足矿井地面、井下各生产环节监测监控的要求。2、人员定位系统矿井安装与KJ90NA监测监控系统相兼容的KJ251A人员定位系统一套。分站3个，全矿井共设置定位读卡器8个，使用7个，备用1个；识别卡使用250个，备用15

67、个。3、紧急避险系统矿井井下建立有1个避难硐室，一个建在180m水平井底车场以北100米，最大空纳人数为90人。避难硐室通过了上级主管部门的验收。4、压风自救系统矿井现在地面安装有LGFD-20/0.7型螺杆式空压机3台；2台工作工作，1台备用，其技术参数均为：额定流量Q20m3/min，额定压力P0.8MPa，电机功率110kW；在井下设有MLGF-9.8/8-55型移动式螺杆式空压机一台，其技术参数为：额定流量Q9.8m3/min，额定压力P0.7MPa，电机功率55kW；采区平巷支管路选用1004型无缝钢管；主管选用1504.5无缝钢管。5、通信联络系统矿井安装HH-4090型程控交换机

68、1台，容量100门，井下安设有HBZC(G)-1A型本安型防爆电话，供生产调度用，井下通过安全栅成为本安型通信。地面的通风机房、低压配电值班室、质检室、办公室、会议室等使用该程控交换机的直通供电用户作为调度单机。井下设置HBZC(G)-1型本安型防爆电话型本安自动按键话机20台作为井下采煤工作面、掘进工作面、上下车场、水泵房、避难硐室、运输大巷、石门、总回风巷、绞车硐室等地点的固定通信，设立醒目的电话标志，并标明调度、救援等重要电话号码，保证畅通。6、供水施救系统矿井井下消防、防尘、洒水管路和供水施救系统采用三网合一的管路，由地面和井下水源采用静压供给，水池容量300m3。井下供水施救水源为地

69、面生活水，水源、水质有保障。采用1084.5mm无缝钢管经副井与井下消防、洒水管网进行连接，作为井下人员供水施救的管网。五、矿井供电系统矿井供电采用双回路供电。外接电源供电线路一回来至永川供电局大安变电所永九线的九无支线,以10kV供电，供电线LGJ-70钢芯铝绞线，供电距离15.3km；另一回来自永川供电局大安变电站隆普线，以10kV供电，供电距离12.4km，供电线路为LGJ-70钢芯铝绞线，其中一回路使用，另一回路带电备用，从而构成矿井双电源供电，其能力满足矿井提升、排水、通风的要求。从地面配电所馈出两回路6kV电源线路从主平硐入井至180m水平中央配电所和0m水平中央变电所，入井电缆选

70、用MYJV22395矿用交联电缆，一回路使用，一回路备用，供电距离1000m、800m。六、地面生产系统井下的煤炭经主暗斜井和北翼辅助提升绞车提升至+370m上车场，组车后由CTY2.5/6G蓄电池机车牵引至地面工业广场，经人工翻煤到洗选厂煤仓，洗选加工后以汽车运输到各用户。矿井地面生产、生活设施比较齐全。第三章 矿井机械化改造方案第一节 井田境界及储量一、井田境界1.井田境界2014年6月24日由重庆市国土资源和房屋管理局颁发采矿许可证，证号：，有效期2013年7月15日至2016年7月1日；矿区面积:3.7473km2，开采标高：+740m0m；矿井开采须家河组第五段(外煤组)内的K10、

71、K11、K12、K13煤层；生产规模为150kt/a。采矿权范围由29个拐点坐标圈闭（详见表4）。表4 XX煤业公司拐点坐标表坐标拐点XY坐标拐点XY13262210 35595795 163257657 35593804 23262024 35596141 173256310 35593085 33260051 35595163 183256775 35592486 43259875 35595483 193257676 35593018 53259836 35595462 203257565 35593200 63260003 35595139 213258040 35593480 732

72、58577 35594426 223257925 35593638 83258467 35594671 233259216 35594369 93258412 35594646 243259431 35594047 103258521 35594393 253260010 35594400 113258008 35594130 263261050 35594925 123257800 35594393 273261680 35595270 133257760 35594361 283261612 35595378 143257965 35594108 293262265 35595710 15

73、3257587 35593910 备注：矿区面积：3.7472km2，开采标高：+7400m，开采煤层：K10、K11、K12、K132. 相邻矿井概况根据重庆市国土局和房屋管理局提供的矿权调查意见书和重庆市矿权系统查询,该矿东南面与永川区宏顺煤矿相邻，北面与永川区桂花煤矿相邻，矿井范围内南、北翼边界分别有800米和1000米煤层薄化不可采带相互隔离。西面的月儿塘煤矿，西北面的猪槽沟煤矿和西南面的兴盛煤矿于2015年相继关闭；相互之间开采资源不存在重叠，无资源纠纷。 详见插图：相邻矿井关系图）。图3 相邻矿山平面关系示意图二、资源/储量1.储量计算范围本次参与储量估算的煤层为K10、K11、K

74、12、K13煤层，储量估算范围为划定采矿权范围减去矿井采空区范围。2.工业指标储量估算工业指标的确定，除参照现行规范外，主要以能满足矿山目前采矿和生产所需的指标要求为原则，同时根据业主承诺要求。储量估算的工业指标如下：最低可采厚度大于等于：0.20m；最高可采灰分：小于40%；3.煤的容重本次估算K10、K11、K12、K13煤层容重均为1.35t/m3。4.储量估算结果经估算，截至2014年12月末，该矿获得煤炭资源量为（122b+332+333）1517kt，其中（122b）885kt，(332)186kt（333）446kt。按煤层分：K10煤层237kt，K11煤层1017ktK，12

75、煤层168kt，K13煤层95kt 。估算情况详见表5：表5 XX煤业公司煤炭资源储量估算汇总表煤层名称块段编号估算标高（m）平面积（m2）倾角（）煤厚（m）容重（t/m3）储量（kt）K131-122b480350108955340.411.35732-2M2229020021318510.211.35103-333200026820510.211.3512计15709395K121-2M2239020038453500.25 1.3520 2-2M2229020016072500.25 1.358 3-2M222000167182510.25 1.3590 4-2M222000869985

76、10.25 1.3547 1-2S222902005124500.25 1.353 计313829168K111-122b470380122447340.32 1.3564 2-122b39020044479500.32 1.3530 3-122b380200210052430.32 1.35124 4-122b380200193515450.32 1.35118 5-122b380200187966480.32 1.351216-122b2000177162510.32 1.35122 7-3332000255535510.32 1.35175 8-3332000194935490.32 1

77、.35128 9-3332000198849490.32 1.35131 1-2S222902005731500.32 1.354 计15906711017K101-122b39020045123500.30 1.3528 2-122b29020041688500.30 1.3526 3-122b1000181758510.30 1.35117 4-122b100095574510.30 1.3562 1-2S222902005731500.30 1.354 计369874237 合 计1517 5.资源储量变化情况据统计，2015.12015.7，矿井动用储量42.6kt。矿区范围内现剩余资

78、源储量（122b332333）1474.4kt，其中（122b）857kt，(332)180.6kt，（333）436.8kt。（二）工业资源/储量根据煤炭工业小型矿井设计规范规定：矿井的工业资源/储量=122b+332333K式中：K可信度系数，取0.9矿井的工业资源/储量=857180.6436.80.9=1430.72kt（三）矿井设计资源/储量煤柱留设按建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程进行计算。1.各种永久煤柱损失煤量计算（1）风氧化带煤柱损失煤量矿井现煤炭资源储量中位于风氧化带下，本次设计不计算风氧化带煤量损失。（2）断层煤柱损失煤量矿区范围内未发现有大的断层，故不

79、留设断层保护煤柱。（4）井田边界煤柱损失煤量矿井南翼、北翼均有超过800m的薄化带不可开采，不留边界煤柱。（5）钻孔保护煤柱矿区范围无钻孔，故不留设钻孔保护煤柱。（6）地面建（构）筑物煤柱损失煤量矿井工业广场、地面建筑物不留设保护煤柱。2.矿井设计资源/储量=矿井工业储量-永久煤柱损失（四）矿井设计可采储量设计可采储量=（矿井的设计资源/储量井筒煤柱主要井巷煤柱工业广场煤柱）采区回采率矿井开采薄煤层不低于85，实取90，则：可采储量1430.7290%1287.648kt经计算，矿井可采储量为1287.648kt。第二节 矿井设计生产能力及服务年限一、矿井工作制度按照煤炭工业小型矿井设计规范，

80、设计年工作日为330天，每天三班作业，其中采煤实行二采一准，掘进工作面三班掘进，每天净提升时间为16小时。二、矿井设计生产能力（一）确定矿井设计生产能力的主要因素1.资源/储量本井田资源/储量较丰富可靠，且探明的资源比较稳定，为该矿井升级改造提供了较可靠的资源条件。2.地质及开采技术条件矿区为一单斜构造，矿区范围内无大的断层，地质构造简单。矿井无煤与瓦斯突出，属高瓦斯矿井；除K13煤层外，煤尘均具有爆炸危险性，煤的自燃倾向性均属级自燃；矿井地温正常，无冲击地压现象。总体来讲，矿井地质构造简单，开采技术条件中等，能满足150kt/a井型的要求。3.生产技术管理水平XX煤业公司拥有一批优秀的生产技

81、术管理人员，同时培养了一支具有丰富实践经验、熟练操作技能的职工队伍，为矿井生产提供了可靠保证。4.技术装备水平根据煤层赋存条件，本矿井升级改造考虑采用仰伪斜长壁采煤法，风镐、放炮落煤，煤层赋存稳定。5.投资少、见效快，应有稳定的经济效益。（二）矿井核定生产能力的确定综合考虑以上各因素，根据本井田煤层赋存情况和开采技术条件，重点考虑了以下两个井型方案。方案：矿井设计生产能力150kt/a；方案：矿井设计生产能力210kt/a；上述两个方案技术分析比较如下：矿井服务年限见表6。表6 矿井服务年限表方案矿井生产能力（kt/a）矿井服务年限（a）备注方案1506.6方案2104.71.从矿井服务年限来

82、看从表6中可以看出，方案的矿井服务年限比较适中，基本能满足煤炭工业小型矿井设计规范要求。从矿井服务年限来看，本矿可采储量1287.648kt,矿井生产能力适宜150kt/a；方案只有4.7年服务年限，不符合煤炭工业小型矿井设计规范要求，故不予选择。2.从煤层生产能力来看本井田可采煤层均属急倾斜薄煤层，煤层倾角变化较小，煤层生产能力较低，也适宜建设150kt/a井型。3.从采掘部署来看本矿井只设置一个水平，且+180m水平已进入水平收尾阶段，本方案只考虑在本水平进行升级改造，4个采面能确保矿井达150kt/a的生产能力，同时为今后水平延深打下基础。综上所述，本矿井机械化升级改造后生产能力确定为1

83、50kt/a。三、矿井服务年限矿井工业资源/储量1517kt，设计资源/储量1430.72kt，设计可采储量1287.648kt。其矿井服务年限：T=1287.648/（1501.3）6.6（a）式中：T矿井设计服务年限，a； Zk矿井可采储量，kt；A矿井设计生产能力，150kt/a；K储量备用系数，一般取1.31.5，取1.3。经计算，矿井经机械化改造后，生产能力为150kt/a，服务年限为6.6年。第三节 井田开拓一、本井田开拓现状本矿井现采用平硐+暗斜井开拓方式，现布置有4个井筒，即主平硐、XX明斜井、南翼回风井和中央（北翼）回风井。针对矿井现有地面、井下生产设施相对较为完善，如何将矿

84、井现有地面设施、井巷工程、设备等进行充分利用，以降低矿井投资、加快工期建设，是本次机械化升级改造需考虑的一个主要问题。二、井口数目和位置的选择（利用）XX煤业涌现公司采用平硐+暗斜井开拓方式，现使用井筒数为四个，分别是主平硐、XX明斜井、南翼回风井和中央（北翼）回风井。其位置适中，其支护形式、断面及井筒装备均满足要求，因此本次机械化改造全部利用现有井筒。根据开拓方案，继续利用现有工业广场和洗选设备设施，就能满足机械化改造升级后，矿井工业广场各项功能需要。三、开拓方案选定的理由矿井90kt/a资源整合工程已完成五年多。矿井地面、井下主要生产系统、通风系统基本合理。因此本次机械化改造设计仍采用矿井

85、现有平硐+暗斜井开拓方式，具体开拓方案为：主平硐井口坐标为X3259807Y35595363，Z+353m，穿层石门，与主暗斜井、副斜井和人车斜井相连接，并分别与南、北翼运输大巷、回风上山、回风井相连接形成矿井生产安全系统。此方案为一个生产水平，即180m水平；该水平北翼划分为二个区段开采：标高分别是+370m至+275m,+275m至+180m；南翼为一个区段开采，标高为+300m至+180m。根据矿井现有开拓和井巷布置，运输系统采用集中布置方式：+180m水平南翼集中运输大巷，担负南翼K10、K11和K12三个煤层，1、3、5、7、9和11六个采区全部运输任务；北翼+275m集中运输巷担负

86、北翼2、4、6三个采区+275m至+370m水平的全部运输任务。+180m北大巷担负北翼2、4、6三个采区+275m至+180m水平的全部运输任务。回风系统独立。矿井现主平硐及地面布置较完善，因此地面工业广场仍利用现主平硐工业广场。四、水平划分及阶段垂高的确定矿井采用主平硐+暗斜井开拓，全矿井当前一个生产水平，180m水平。采用下山布置。上山开采。180m水平上界标高370m（北）、+300m (南)，下部标高180m，垂高北190m，南120m；五、主要巷道布置方式和位置选择根据矿井开拓方式和井巷布置，矿井主要巷道和区段运输巷、主、副暗斜井及其硐室均布置于K13煤层底板比较坚硬的岩石中，距K

87、13煤层1550m。称之为底板岩石系统。北翼+180m和+275m运输巷布置在K13煤层底板岩石中，距K13煤层约20m，为半圆拱断面，坡度3，净断面积4.65m2,净宽2.4m，净高2.2m，锚喷支护。南翼运输大巷选择布置在K13煤层（不可采）和K12煤层（最后一个采区）。主、副暗斜井上部标高370m，落平标高+180m，倾角25，斜长450m；主暗斜井净断面6.858m2,主要用于进风、+180m水平二采区和南翼原煤、矸石、材料、设备物资等提提升运输；副暗斜井净断面积6.28m2，主要用于北翼+275m区段和+180四采区以北进风，原煤矸石、材料、设备物资等提升运输。人车斜井上部标高+37

88、0m，落平标高+180m，倾角25，斜长450m；为半圆拱断面，锚喷支护，净高2.6m，净宽2.8m，净断面积6.28m2。主要担负行人（吊挂人车）、管线敷设。六、“三下”开采情况本矿井上部无建筑物、水体、铁路等，故不存在“三下”采煤的情况。第四节 井 筒矿井机械化改造后，主要利用现有的井筒4个，分别为主平硐、XX明斜井、南翼回风井、北翼回风井，各井筒主要特征如下：1）主平硐（利用）XX煤矿主平硐，位于矿区中部，井口坐标X3259807Y35595363，Z+353m，长度650m，布置在煤层顶板方向，穿层“丁山石门”；三心拱断面，净断面积8.33m2，净宽3.6m，净高2.25m，锚喷支护，

89、铺设15kg/m钢轨，600mm轨距，双轨。主要用作全矿井进风、运输、排水、行人和敷设管道之用，服务年限为矿井服务年限。2)明斜井（利用）位于主平硐以南，相距1635m，坐标X3258389Y35594559Z+413m，方位角304，坡度25，长267m。布置在煤层顶板岩层中，穿层布置，三心拱断面，净断面积6.3m2，净宽2.8m，净高2.5m，喷浆支护。主要用于排水、安全出口。3)南翼风井（利用）位于主平硐北南，相距2241m，坐标X=3257736、Y=35594271、Z=+397m，方位角325，坡度3，长595m。穿层布置在煤层顶板岩层中，穿层布置，三心拱断面，净断面积5.8m2，

90、净宽2.8m，净高2.5m，喷浆支护。专用南翼的回风，400水平自流排水。4)中央（北翼）回风平井（利用）XX煤矿中央（北翼）回风井，位于矿井主平硐以西（上方），距主平硐井口平距455m，高差179m；井口坐标：X=3260016、Y=35594870、Z=+532m，方位角295，坡度38，半圆拱。净断面积6.51m2，净宽3.0m，净高2.5m，长度263m；专作北翼的回风。井筒特征表见表7：表7 井 筒 特 征 表序号井筒特征井筒名称主平硐明斜井南翼回风井中央（北翼）回风井1井口坐标x3259807325838932577363260016y35595363355945593559427

91、1355948702方位()2513042953253井筒(坡度)倾角3253384井口标高(m)+353+413+397+5326井筒长度(m)6502675952637井筒宽度(m)净3.62.82.83.0掘进3.8333.28井筒断面(m2)净8.336.35.86.51掘进9.036.476.016.789支护方式厚度(mm)100100100100材料锚喷锚喷锚喷锚喷10井筒装备15kg轨道、敷设管线排水管无无11用途进风、运输、排水、行人进风、行人、排水回风回风第五节 井底车场及硐室一、井底车场+180m水平井底车场形式为斜石门顺向平车场。该车场是矿井+180m水平主要车场，用于

92、主斜井+180m水平二采区及南翼原煤、矸石及材料设备的存车，在此车场内布置空、重车轨道线路和材料车专线，全部为三轨布置，该车场长度100m。该车场为整个矿井服务，年限较长，设计采用锚喷支护，支护厚度设计为100mm，三轨巷道三心拱断面，净断面15.74m2，墙高1.5m，净高3.30m，宽度5.4m。附近有水仓、中央变电所、水泵房及人行通道布置。辅助提升斜井上车场与主平硐连接，在+275m设中部甩车场连接+275m区段集中运输巷；+180m下车场与+180m水平北翼集中运输大巷实行顺向连接，下车场采用三车道布置，三心拱断面，净断面15.74m2，墙高1.5m，净高3.30m，宽度5.4m。主要

93、用于北翼原煤、矸石、材料、设备等提升运输。人车斜井布置：上车场与主平硐相连接，下车场与+180m水平井底车场人行通道连接；用于本水平行人和管线敷设。1、列车长度和井底车场的确定主斜井为双钩串车混合提升。下部车场形式为通过式平车场，采用蓄电池机车运输。列车长度为运煤20个矿车，运矸13个，混合17个；按运煤测算：一列车长度为45m。车场由下列长度组成：空、重车长度45m，调车线长度55m，二付单开道岔和一付渡线道岔、一付对称道岔组成。2、调车方式重车进入调车场摘机头过渡线道岔反向通过调车线过调车线过单开道岔停车反向顶重车进入重车线机头反向过渡线道岔再反向过渡线道岔进入空车道挂车机车牵引出调车线出

94、车场去工作面；材料或设备进专用线存放。二、硐室井下设立如下硐室：+180m水平水泵房和中央变电所硐室、水仓；消防材料库硐室。上、下车场躲身硐室和信号硐室。1、消防材料库消防器材硐室布置在+180m水平井底车场运输石门南帮岩层中，运输、通风条件较好，净长30m，净宽2.3m，净高2.65m，半圆拱断面，净断面积5.5。2、井下中央配电所和水泵房、水仓(1)中央配电所与主水泵房：中央配电所与主水泵房联合布置，位于主斜井井底附近。出入口与人车井下车场相通，两端设置防火栅栏门，硐室宽度5m，墙高3m,三心拱断面，净断面积19.75m2，长45m，锚喷支护。水泵房与中央配电所间设防火栅栏两用门。（2）水

95、泵房硐室尾部布置管子道与人行斜井相通，在连接交叉口布置8.3m平台，管子道倾角为37，管子斜巷断面为半圆拱断面，净宽2.0m，净高2.2m，净断面为4.0m2，出口高于水泵房底板标高7m。通道断面与管子道相同，长度37m。(3）水仓：根据涌水量计算，+180m水平最大涌水量Q预最为267m3/h，正常涌水量Q预正为96m3/h (按矿井最低开采标高计算)，按煤矿安全规程规定，水仓有效容积Q896=768m3。矿井现实际主、副水仓净断面8.0m2(半圆拱断面，宽度为3.0m，墙高为1.5m)，主水仓净长度为72m，副水仓净长度为51m，水仓总容量为984m3，因此矿井水仓容量满足要求。水仓入水口

96、通过沉砂池与+180m水平主石门车场相通，井下水通过沉淀池后流入水仓。水泵房与吸水井之间安装配水闸门，水仓清理方式采用人工清理，水仓及其清理斜巷铺设600轨距15Kg钢轨，清理水仓时，采用JD-11.4型调度绞车提升。3.避难硐室矿井井下建立有1个避难硐室，建在+180m水平井底车场以北约100m处，最大空纳人数为90人，避难硐室均通过了上级主管部门的验收，可利用。第六节 采区布置一、移交生产和达到设计能力时的采区数目、位置及工作面生产能力计算1、采区数目和位置矿井+180m水平截止2015年7月，已开采结束一、二、三、五共四个采区，还有四、六、七、九和十一等5个采区正在开采和布置。即南翼七、

97、九采区在回采，十一采区在布置；北翼四采区在回采，六采区在布置。本次机械化升级改造验收工作面，位于北翼六采区，该采区是+180m水平北翼最后一个采区；走向长度608m,垂高190m，倾角56，开采K11、K13煤层。分二个区段开采：+275区段，开采标高由+370m+275m水平，垂高95m；+180m区段，开采标高由+275m+180m水平，垂高95m；采区巷道布置见采区巷道布置图。2、采煤工作面生产能力采煤工作面编号：由五至六位数字组成（含字母），第一位数字代表方位，第二位数字为水平编号（3代表三水平，4代表四水平），第三位数字为采区编号（1代表一采区，2代表二采区，以此类推），第四、五位为

98、煤层编号（10代表K10煤层、11代表K11煤层、12代表K12煤层、13代表K13煤层；最后一位数代表工作面编号。比如：N36111工作面的含义就是：三水平六采区K11煤层第一采煤工作面。根据矿井煤层赋存情况，K10、K12煤层采用放炮落煤方式，K11、K13煤层采用风镐落煤方式。机械化升级改造工作面移交生产时的回采工作面布置在六采区N36111采煤工作面，达产时保持四个工作面个数。工作制度为三.八制，二采一准，每班进度2.0m，每天1个循环，工作面日推进度2.0m，正规循环率85%，年推进度561m。根据本次机械化升级改造方案实际，二采区的N36111工作面为验收工作面。该工作面走向长60

99、8m，垂高95m，倾角56，斜长115m，平均煤厚0.43m；工作面生产能力计算如下：Q=LMmc/1000式中:Q采煤工作面生产能力，kt/；L工作面年推进度，m/a；561m；M工作面长度，105m；（工作面上、下各留5m护巷煤柱）m采煤工作面煤层平均厚度，0.43m； r煤的视密度，均为1.35t/m3；c采煤工作面回采率，极薄煤层为97%；N36111为K11煤层验收工作面，年产量计算：Q1=5611050.431.350.9733.16kt/a达产时其他三个在采工作面及生产能力计算：1、N34132回采工作面。该工作面走向长420m，垂高95m，倾角54，斜长117m，平均煤厚0.5

100、8m；工作面生产能力计算如下：Q2=5611070.581.350.9745kt/a2、S3712回采工作面。该工作面走向长320m，垂高120m，倾角60，斜长139m，平均煤厚0.5m；该采面采用放炮落煤。风巷留20m、运输巷留5m护巷煤柱。工作面生产能力计算如下：Q3=5611140.51.350.970.9（采面搬家系数：取0.9）37.68kt/a3、S3911回采工作面。该工作面走向长313m，垂高120m，倾角60，斜长139m，平均煤厚0.46m；该采面采用风镐落煤。风巷留20m、运输巷留5m护巷煤柱。工作面生产能力计算如下：Q4=5611140.461.350.970.9（采

101、面搬家系数：取0.9）34.67kt/a全矿井回采工作面生产能力为：Q矿=Q1+Q2+Q3+Q4=33.16+45+37.69+34.67=150.52 kt/a考虑3%的掘进煤：Q掘=150.523%=4.5 kt/a通过以上计算，布置4个回采工作面均能达到机械化改造后的生产能力。AQ矿+Q掘155.02kt/a；经计算可知：4个采煤工作面生产能力150.52kt/a，考虑3%的掘进出煤量为4.5kt/a，则矿井生产能力为155.02kt/a，能满足150t/a的设计能力。二、煤层分组、分层关系和开采顺序由于矿井开采多年，各煤层开采区域不同，根据矿井现各煤层可采区域情况，因本矿只有内煤组煤层

102、可以开采，而且层间距比较小，所以在开采顺序上必须遵循由上至下原则。由于K10、K12在北翼薄化不可采；而K13在南翼也是薄化不可采；所以南翼开采顺序为K10K11K12煤层。北翼开采顺序为K11K13煤层；总的来说，开采顺序应为K10K11K12K13。三、巷道布置1、水平巷道布置+180m水平是XX和XX两矿资源整合的第一水平，因此，南、北翼垂高不一致，南翼开采标高为+300m至+180m；北翼开采标高为+370m至+180m。所以，北翼水平巷道布置三条，即：+370m布置北翼回风巷，+275m布置区段运输巷，+180m布置水平运输大巷；均布置于K13煤层底板岩石中，采用锚喷支护。2、采区巷

103、道布置 采区单翼布置，相对简单。由于是急倾斜煤层群开采，煤层之间层间距比较小。在+180m水平采用反石门揭穿煤层群（可采煤层），沿走向每隔1520m作一个反石门（作回采时的进风、下煤、行人、运料及管线敷设之用）；各煤层再做顺槽与石门联通形成采区生产安全系统。在+275m区段平巷，K11煤层单独布置运输平巷，主要解决通风、运料及行人安全。3、采面巷布置回采工作面巷道主要是切割上山和顺槽。由于是急倾斜煤层，切割上山均采用双巷布置（即人行上山和下煤（矸）眼），两巷之间分别用联络平巷、斜槽联络，确保掘进时行人、下矸分开以及通风安全。切割贯通回风巷后，便可掘进本层顺槽。本层顺槽超过三个反石门以上，本工作

104、面便可回采。见工作面巷道布置图。上工作面的运输平巷作为下段工作面的回风巷。四、机械化改造投达、产采区和投、达产工作面移交验收采区为六采区，达产采区为四、六采区和七、九采区。投产时在六采区的K11煤层布置一个采煤工作面，达产时同时生产的采区和工作面有六采区的N36111、四采区的N34132、七采区的S3712和九采区的3911等四区四面。经测算能达设计生产能力150kt/a。投产工作面为六采区的N36111工作面。N36111工作面上部标高370m标高，下部标高275m，工作面斜长115m，下方留设5m煤柱，回风留5m安全护巷煤柱；工作面开采长度105m。四、采区车场、装车点及硐室1、采区车场

105、根据采区巷道布置特点，每一采区的运输大巷均布置有通过式顺向平车场，长度100m,双轨敷设，中间设度线道岔便于吊车，布置于K13煤层底板岩石。2、装车点升级改造前，工作面内的装车运输主要是人工进行，运输能力小、安全隐患多，成了制约矿井生产能力的瓶颈。本次机械化升级改造的重点，便是：改造和增加部分巷道，改变工作面运输方式，提高运输机械化水平；从而达到提高生产能力之目的。工作面全部采用CTY2.5/6G蓄电池机车牵引KFU0.75-SA型矿车装车。五、采区生产系统1、煤炭运输及设备选型1）采煤工作面煤炭运输采煤工作面：工作面煤炭（自溜）工作面溜煤眼工作面运输巷CTY2.5/6G防爆蓄电池机车运输采区

106、车场（机车）主斜井（北翼辅助提升斜井）中部车场、下车场主斜井、北翼辅助提升斜井（绞车）+370m上车场主平硐（机车）地面。2）设备选型采煤工作面原煤自溜运输。工作面运输巷选用CTY2.5/6G防爆蓄电池机车运输，在采区车场组车后运往提升暗斜井车场；一列车准挂煤车20个KFU0.75-SA型矿车。2、矸石、材料运输及设备选型1）矸石运输各水平巷道掘进工作面的煤矸由装载机直接装入矿车，人工运至采区车场；反石门、切割上山、煤层顺槽等掘进的煤矸，自溜至溜煤眼，人工装车，人工运输到采区车场。组车后通过蓄电池机车牵引运至提升暗斜井车场暗斜井（绞车）+370m车场水平（电机车）地面矸石场。材料、设备与矸石运

107、输方向相反。2）设备选型主平硐已铺设15kg/m钢轨，轨距600mm，双道，选用CTY2.5/6G防爆蓄电池机车运输。主提升暗斜井安装1台2JTB-1.61.2型矿用提升绞车，配用电机功率110kW，绳速3.0m/s，滚筒直径1600mm，滚筒宽度1200mm。钢丝绳直径24.5mm。北翼辅助提升斜井提升设备为JTB1.20.8型矿用提升绞车，技术参数：滚筒直径1200mm，宽度800mm，速度1.39m/s，配套电机功率75kW，钢丝绳直径20mm。绞车能力校核计算详见第五章第一节。采煤工作面运输巷采用CTY2.5/6G防爆蓄电池机车运输；掘进工作面运输矸石、材料采用人工运输只能采区车场，组

108、车后由CTY2.5/6G防爆蓄电池机车运输各提升斜井中、下部车场。3、采区通风进风路线：主平硐主、副暗斜井、各车场运输石门各水平集中运输大巷采区煤层联络石门工作面顺槽 工作面工作面回风巷 采区回风石门南、北翼回风平巷、南、北翼回风井地面。4、采区排水+180m水平矿井涌水通过工作面水沟汇集至采区联络石门进入集中运输大巷，在进入井底车场仓前沉淀池后进入水仓，通过+180m水泵房排水设备直接排出+370水平，经主平硐排出地面。通过+300m水泵房排水设备直接排至地面。+300m水平矿井水通过+300m水平回风巷水沟汇集到+300m水平主石门进入水仓。通过+300m水泵房排水设备直接排至地面。第七节

109、 采煤方法及采煤工艺改造方案一、采煤方法及采煤工艺升级改造的必要性分析1、采煤方法及采煤工艺现状矿井目前在+180m水平布置四五个采煤工作面，采用仰伪斜长壁采煤法，风镐和放炮落煤，人工装车运输，木支柱支护，木朵和砂磴充填管理顶板。 2、采煤方法及采煤工艺存在的问题1）工作面采用人工装车运输在很大程度上限制了产能的提升，工作面单产能力严重受限。2）风镐落煤采煤工艺用人多，劳动强度大，工效低，综合生产成本高。二、采煤方法及采煤工艺升级改造的可行性分析1）K10煤层：该煤层位于煤系顶部，下距K11煤层2.55m，煤层呈二元结构，含夹矸一层，上分层煤厚0.20.25m，下分层煤厚0.20.3m，夹矸（

110、砂泥岩）厚度0.250.36m，平均净煤厚0.5m，倾角5661。本矿在生产过程中对上下分层均进行开采利用，采用放炮落煤，木支柱支护，矸石充填管理顶板。该煤层较稳定，矿井南翼可采。2）K11煤层：该煤层上距K10煤层底板36m，平均3.5m；下距K12煤层1320m，平均17m；该煤层为单一结构，净煤厚约0.350.55m，平均厚度0.45m；倾角4661；采用风镐落煤，木支柱、木朵支护，缓慢下沉管理顶板；该煤层稳定，该煤层较稳定，全区可采。3）K12煤层：上距K11煤层底板13m，平均17 m，下距K13煤层顶板815m，平均11m；煤层具二元结构，含夹矸一层，夹矸（砂泥岩）厚0.10.25

111、m，上分层煤厚0.210.23m，下分层煤厚0.150.2m，平均净煤厚0.46m，倾角5661，采用放炮落煤，木支柱支护，矸石充填管理顶板。该煤层较稳定，矿井南翼全部可采。4）K13煤层：位于须家河组第一段下部，上距K12煤层约3.5m，下距嘉陵江组地层约20m，煤层复合结构简单，两层夹矸均为泥岩或页岩，厚度0.050.15m之间，煤层厚度为0.40.6m，平均厚度0.55m，倾角4656，采用风镐落煤，木支柱支护，矸石充填管理顶板。该煤层较稳定，矿井北翼可采。从矿井开采的各煤层的倾角和煤层结构来看，不适合采用机械化开采。因煤层结构复杂，K10、K12、K13三层煤均是复合煤层，如采用机械化

112、开采，煤质不好控制；各煤层倾角均在45以上，属急倾斜薄煤层，从目前国内来看，还没有开采急倾斜、极薄煤层的采煤设备。综上所述，矿井各煤层不适合采用机械化采煤，根据各煤层和顶板特点，分别采用放炮落煤和风镐落煤方式，比较适合。三、采煤工作面支护方式由于矿井开采急倾斜极薄煤层，采高均小于0.8m；因此其支护方式选择木支柱加木背板（草鞋板）、木朵、矸石充填等支护方式。四、工作面回采方向工作面采用仰伪斜走向长壁采煤法，后退式回采。该回采方式，工作面机巷回采工作面回风巷形成“U型”通风。五、工作面布置及主要参数1、工作面布置方式本矿工作面布置方式基本相同，均采用仰伪斜走向长壁采煤法。在此，只介绍验收时N36

113、111回采工作面布置及参数。该工作面经六采区+275m石门揭穿K11煤层，沿煤层向北布置本层运输巷，到采区边界作一绕道与+275m区段底板岩石集中运输巷连接，为实现工作面机车运输创造条件。工作面按双眼子布置切割上山与+370m回风贯通形成工作面；开采时作超前进风眼、顺槽和回风眼，可边采边做，超前进风眼与下煤眼的间距为1015m。工作面采用一进一回的U型通风方式，即工作面运输平巷进风，工作面回风平巷进回风石门回风到一翼回风巷。 2、采煤工作面主要参数1）工作面长度由于本工作面位于水平北翼最末采区，煤层由南向北逐步变薄至小于0.3m(不可采)，采用风镐落煤的采煤工艺，采面走向长约608m，垂高95

114、m，倾角56，斜长115m，平均煤厚0.45m；工作面开采真倾斜长105m。按伪斜角35布置，采面伪斜长度为148m。2）工作面循环率、年推进度回采工作面实行二班采煤，二采一准，每班进度（按真倾斜）为1.0m，每天为一个循环，工作面日推进2.0m，年工作330d，正规循环率取85，年推进度为561m。六、采区及工作面回采率本矿井所开采煤层为薄煤层，按煤炭工业小型矿井设计规范（GB 503992006）的规定，薄煤层采区回采率不应小于85%，采煤工作面回采率不应小于97%。七、回采工作面机械配置采煤工作面机械配置见表8：表8采煤工作面设备配备表序号设备名称设备型号技术参数单位数量备注1风镐G7额

115、定耗风量1.01m/min台10备用2台2矿车KFU0.75-SA台203蓄电池机车CTY2.5/6G台1第八节 井巷掘进及装载工艺升级改造一、井巷掘进及装载工艺升级改造的必要性分析1、井巷掘进及装载工艺现状矿井目前掘进巷道主要分为水平巷道和倾斜巷道两种。巷道掘进主要是以钻爆法破岩，全部沿煤层掘进（半煤岩）。人工或耙斗机（已被淘汰）装矸，矿车运输。2、掘进及装载工艺存在的问题1）半煤巷钢绳牵引式耙斗机装矸，设备属于淘汰目录。2）人工装矸用人多，人力成本较高。3）人工装矸安全威胁大，装载事故率高。二、井巷掘进及装载工艺升级改造的可行性分析1、矿区工程地质条件矿井煤层极薄，顶底板岩石结构致密坚硬，

116、力学强度高，自然抗压强度大，不适合采用综合机械化作业。参考相邻煤矿试用综合掘进机械化不成功情况分析，主要存在钻头等材料消耗量大，围岩稳定性破坏后支护成本增加，掘进进度达不到要求，掘进成本相应增大，故本煤层不适合采用综合机械化作业。结合矿井机械化改造，本次掘进装载机械化升级改造使用液压装岩机装矸，淘汰耙斗装岩机。液压装岩机的使用将大大降低了工人的劳动强度，提高掘进的速度和劳动效率，相对于人工装岩机安全性能更高。2.国内或市内矿井升级改造的经验根据国内煤矿和永川区的同类矿井使用液压装岩机经验，液压装岩机在矿山的应用实现了快速扒渣出渣，节省了劳动力，大大地缩短了出渣时间，提高了施工的安全性和进度，也

117、提高了施工的机械化程度，达到了矿山巷道快速掘进的目的。可以很好地解决巷道掘进矸石装载的问题。三、掘进及装载工艺升级改造方案1、巷道断面和支护形式在我煤矿巷道支护时，主要根据围岩具体情况选择不同支护方式。当围岩条件较差时，采用架拱形金属支架支护，当围岩条件较为稳定时，选择使用锚网支护。本矿井井筒、大巷等支护方式为锚喷支护，36111工作面运输巷采用锚杆支护，工作面开切眼采用木支柱支护。2、掘进工艺矿井现采用钻爆法掘进，水平巷道（不含采面顺槽）一律采用ZWY-80/30.75G型轨轮式挖掘装载机装矸；倾斜巷道掘进工作面采用人工装矸。掘进工作面还配备了气腿式凿岩机、发爆器、锚杆机等完整设备供调度使用

118、，具有较高的掘进效率。使用液压装岩机装矸，可节省大量的人力、财力。以减轻工人的劳动强度，提高装岩和掘进速度。轨轮式挖掘装载机可连续进行挖掘、扒取岩渣、运输到梭式矿车和其它转载设备。这一连续的生产过程具有装渣平稳、挖取范围大、不会洒料、连续性。加装液压破碎锤后，巷道底板、侧帮底部可进行破碎、修护、爆破后大块岩石、煤块等可进行破碎锤碎。利用工作臂实现工作面排险，全断面装岩，不留死角，不需人工辅助清理工作面。装载机的液压系统采用风冷，有座椅，产品人性化设计，节省大量的人力、财力。以减轻工人的劳动强度，提高装岩和掘进速。表9 ZWY-80/30.75G型轨轮式挖掘装载机项目单位技术参数值产品型号ZWY

119、-80/30.75G整机重量Kg6800装载能力m/h80挖掘宽度mm4800挖取距离mm1840挖掘高度mm2400挖掘深度mm550卸载高度mm1250（可变）卸载距离mm2050（可变）行走速度m/s0.37/0.75刮板链速度m/min26刮板链运输机构形式单链单驱最小转弯半径m12最大工作压力Mpa20离地间隙（距轨面）mm27总功率KW30.75轴距mm1111轨距mm600/762/900最大物料通过尺寸（宽高）mm480610工作臂最大回转角度（）55外形尺寸（运输状态）长mm6800宽mm1480高mm1780外形尺寸（工作状态）长mm8260宽mm1940高mm1855适用

120、巷道断面（宽高）m2.22.23、掘进工作面个数、组数根据采掘部署和接续计划，矿井布置4个采煤工作面6个掘进工作面，便可达到150Kt/a生产能力。其中：采煤工作面为N36111采面、N34132采面、S3712采面和S3911采面。掘进工作面为：+180m水平南大巷（沿K12煤层）、+180m水平北大巷（沿K13）煤层、N36111工作面与运输大巷联络绕道、N34132顺槽、S3512切割上山、S3911顺槽。见采掘工程平面图根据煤炭工业小型矿井设计规范，生产矿井掘进速度指标为：半煤岩倾斜巷：月进150200m；半煤岩平巷：月进80110m；改造巷道： 月进200300m设计矿井布置有6个掘

121、进工作面，采掘比4：6，可实现采掘工作有序接替。根据矿井生产期间的掘进巷道情况，矸石率按矿井年产量20%计，每年矸石量30kt/a。四、移交生产时的井巷工程量+180m水平为2009年投产的生产水平，各系统均已形成，实行采煤机械化和掘进机械化，主要36111工作面运输巷道进行改造和增加部分巷道施工，只要按照采掘接续计划正常掘进就能满足机械化改造和接续要求。形成机械化运输工作面验收时，所需新增井巷和改造巷道工程量及井巷技术特征见下表。表10机械化改造投产时井巷工程量及井巷技术特征表序号巷道名称巷道类别巷道性质断面形状和支护方式巷道长度（m）巷道断面积（m2）净掘1N36111运输巷联络绕道准备全

122、岩三心拱 锚喷606.5166.832N36111运输巷（改造）回采半煤岩梯形60044.53N36111切割回采半煤岩矩形余12033.64合计新掘180m,改造600m第九节 原煤及辅助运输系统升级改造一、原煤及辅助运输系统升级改造的必要性分析1、原煤运输及辅助运输系统现状：原煤运输现状：采煤工作面：工作面煤炭（自溜）工作面运输巷（人力）集中运输巷（电机车）提升斜井（绞车）主平硐（电机车）地面煤场。矸石运输现状：采区内掘进矸石在掘进工作面人工装入矿车，人力推车到采区车场通过蓄电池机车牵引至提升斜井下车场提升斜井（绞车）主平硐（机车）地面矸石场。材料与矸石运输方向相反。由于矿井开采垂深超过5

123、0m，一、二级行人管线暗斜井分别安装有1台RJY-30/600型和1台RJY-22/600固定抱索式架空乘人装置运送人员上下。（二） 原煤质量、掘进及机电系统存在的问题1.采用风镐落煤产量稳定，功效较高，煤质较好，但劳动强度大，粉尘大。2、采用放炮落煤产量大，劳动强度相对较低；但煤炭质量差，顶板破坏大。3、采煤工作面人力运输，劳动强度大，用人多，运输量小。3.掘进机械化程度低，进度慢。二、落煤工艺及运输机械化系统升级改造的可行性分析结合重庆市相似矿井分析，矿井现有开拓方式和井筒布置形式选择带式输送机运输设备比较困难，也没有重新布置井筒的可能性。开采的各煤层均为急倾斜极薄煤层，在K11煤层和K1

124、3煤层采用风镐落煤，虽然解决了采面选矸，提高煤质，但运输巷人力运输，用人多，工效低，制约单产提高。在K10煤层和K12煤层采用放炮落煤，单产大，功效高，但煤质相对要差，同样采用人力运输制约生产能力；通过升级改造，采煤工作面使用机车运输后，将极大改善采煤工作面运输条件；生产能力将大幅提高。综上所述，矿井目前采煤工艺和采面运输方式是制约矿井生产能力提高的瓶颈，要想使原煤产量大幅提升，必须对矿井采区布置，采煤工艺及采面运输进行机械化升级改造。绞车能力校核计算详见第五章第一节，本节只对现有机车和矿车进行校核。三、现有机车运输能力校核（一）运输大巷能力校核1、选型计算原始依据1）最远的运送长度（180m

125、水平南翼十一采区是最远点）L1750m（含石门），现在采煤最远是九采区，只有1400m；南翼两个回采工作面平均每天产量Q275t，每班的运输量为138t（已考虑1.25的不均匀系数）。其中矸石、材料等按原煤运输量的20%计算。2）巷道平均坡度ip3。3）拟选用轨距600，KFU0.75-SA型矿车，矿井现有CTY2.5/6G选用型防爆蓄电池机车，粘着重量2.5t，矿车自重m0350。2、计算列车中的矿车数1）根据原始资料算出下列参数：（1）每班的运输量：Qb138t/班=184车/班（2）取休止时间T115min1)按重列车上坡起动条件计算重车组质量：式中：Pn电机车粘着质量，2.50t；P电

126、机车质量，2.50t；撒沙起动的粘着系数，取0.2；a列车起动加速度，取0.035 m/s；重列车起动阻力系数，取0.0105；i运输线路平均坡度，3；g重力加速度，9.8 m/s。2）按牵引电动机允许温升条件计算重车组质量： Q2Fd/(a(-i)g)-2.5=6.5/(1.10.73(0.009-0.003)9.8)-2.5=115t式中：Fd电机车等值牵引力，取6.5kN； 电机车调车时电能消耗系数，取1.1； 重列车运行阻力系数，取0.009； id等阻坡度，取3；调车及停车时间，取10min；L加权平均运距，取2.2km；v机车平均速度，小时制速度8.75km/h；T1列车往返一次运

127、行时间，T1=(2L60)/0.75v=(21.560)/(0.758.75)=27.4min 相对运行时间，=T1/(T1+)=27.4/(27.4+10)=0.733） 按重车下坡制动条件计算重车组质量：式中：PZ电机车的制动质量，2.50t；b列车制动减速度 允许制动距离，40m； 制动时的粘着系数，取0.17；4） 计算列车组中矿车数n：根据计算值Q1Q3，取其中最小者(Q1=26.34t) ，计算列车组中矿车数n：（1）当机车牵引煤车时：N=Q /q+q0 =26.34/(0.75+0.35)=23.9(车) 当机车牵引矸石时： N=Q /q+q0 =26.34/(1.0+0.35)

128、=19.5(车)式中：Q计算得最小重车组质量，Q1 =26.34t；q矿车装载质量，装煤炭时0.75t；装矸石时1.0t； q0矿车质量，0.35t。通过以上计算，考虑井下弯道、岔道、轨道质量、井巷潮湿程度等因素，将每趟列车牵引煤炭、矸石、设备材料等各种货载，均定为一列车牵引18个0.75t矿车，留有足够的保险系数。5)验算制动距离： =3.64m40m，符合要求。6)每班货运需要列车数：M=kAq/nq=1.2115/180.75=10.2式中：k1运输不均衡系数，取1.2； Ab每班需运输量115车。(四)电机车工作台数： N=1.2m1/m=1.210.2/17.5=0.58(台)m每台

129、机车每班可能运输次数，m=60Td /T=608/27.4=17.5(次) 通过以上计算，矿井共选用CTY2.5/6G防爆蓄电池机车台8台，其中主平硐2台；+180m水平南、北各一台，共2台；+275运输大巷运行1台，N36111工作面运输1台。备用1台备用，检修1台。同时在运输大巷、中部车场和在运输大巷和井底车场安装信集闭信号系统，防止发生运输事故。每台电机车配蓄电池两组，一组使用，一组备用。因此矿井现有的CTY2.5/6G防爆电池机车数量不能满足机械化改造后矿井生产能力的需要，需要增购2台。表12 CTY2.5/6G型防爆蓄电池机车技术参数项目单位技术参数备注机车粘着重量t2.5.轨距60

130、0固定轴距650主动轮直径430传动比20制动方式机械牵引力小时制N2750最大N6125速度小时制Km/h4.5长时制Km/h6牵引电机型号ZBQ-4.5X台数台1电压V48小时制功率KN3.5长时制功率KN4.5小时制电流A130长时制电流A105蓄电池组型号DG330容量（5小时制）Ah330电池个数个24外型尺寸长宽高275011621550四、矿车矿井目前使用型矿车KFU0.75-SA型矿车200余辆，随着机械化改造的完成，产量随之增加，新增同型号矿车100辆即可满足要求，同时增加MP1-6A型平板车数台，MC1-6A材料车数台。第四章 通风系统第一节矿井瓦斯涌出量预测一、矿井瓦斯、

131、煤尘、煤的自燃及地温1.瓦斯根据重庆市煤炭工业管理局关于永川区煤矿2011年度矿井瓦斯等级鉴定结果的批复(渝煤监管201139号)，XX煤矿瓦斯等级为高瓦斯矿井，矿井绝对瓦斯涌出量为4.55m/min，矿井瓦斯相对涌出量为37.87m/t。2.煤尘爆炸性煤尘爆炸性和煤的自然发火倾向性根据煤炭科学研究总院重庆研究院2008年对XX煤矿开采的K10、K11、 K12和K13煤层的检测资料，该矿开采的K10、K11和K13煤层有煤尘爆炸性危险， K12煤层无煤尘爆炸性危险。3.煤层自燃根据煤炭科学研究总院重庆研究院2008年对XX煤矿开采的K10、K11、 K12和K13煤层的检测资料，该矿开采的各

132、煤层自燃发火倾向性均为类，属自燃发火煤层。4.地温根据重庆市相关矿井及临近矿井资料，常温带深度在2080m，恒温带深度在20100m，温为17.819.3，一般在19左右，往下为地温增温带，其地温梯度为1.72.2/100m，平均地温梯度为1.94。矿井地温在正常范围内。5、地压：矿井无冲击地压显现，但是矿井开采时应考虑岩石自重对顶板的影响。二、煤层瓦斯含量预计及瓦斯涌出量计算本次设计采用经验公式进行预测，矿井生产期间在延深达到或超过50m或开拓新采区时，再进行煤层瓦斯压力、瓦斯含量及其他与突出危险性有关的参数测定和计算。1.煤层瓦斯含量和瓦斯压力重庆和信矿山安全评价咨询有限责任公司2010年

133、9月编制重庆市永川区XXXXXX煤业有限公司矿井瓦斯地质图编制说明书（以下简称瓦斯地质图编制说明书），矿井K11、K12、K13煤层瓦斯储量和压力通过了实测，并得到审查通过，数据准确性较高，本设计直接采用。三煤层含量梯度分别为2.13m3/t.100m 、2.25m3/t.100m、2.28m3/t.100m。压力梯度0.12MPa/t.100m 、0.120MPa/t.100m、0.10MPa/t.100m。表13 各煤层瓦斯含量、瓦斯压力实测数据表煤层测点标高（m）埋深（m）瓦斯含量（m/t）瓦斯压力(MPa)K102+1804708.620.46K112+18047010.580.59K

134、122+1804709.360.71K132+1804709.940.71根据矿井实际，在开采+180m水平时，根据剖面图，在+180m水平时煤层埋深平均约470m，预测k10、K11、K 12、K13煤层在+180m时的压力分别为0.46Mpa、0.59 MPa 、0.71MPa、0.71MPa；含量分别为：8.62 m/t 、10.58 m/t 、9.36 m/t、9.94m/t。预测矿井开采至最低标高+180m埋深470m时，k10、K11、K12、K13煤层瓦斯压力达到0.46 MPa 、0.59 MPa 、0.71MPa、0.71MPa。预测瓦斯压力小于0.74MPa，矿井在+180

135、m水平煤层没有煤与瓦斯突出威胁，按高瓦斯矿井管理。1)煤层瓦斯压力计算采用经验公式计算：P=(2.0310.13)H；根据矿区瓦斯压力规律，矿井开采范围内煤层处于浅部，故取P=2.1H；式中：P距地表垂深H处煤层瓦斯压力，kPa；H煤层所埋藏深度，m，根据地质剖面图，K10煤层在+300m、+180m水平时埋深分别为250m、440m。则K10煤层在+300m、+180m水平时瓦斯压力分别为：0.53Mpa、0.71MPa，压力梯度0.22MPa/t.100m。2)矿井煤层瓦斯含量及梯度计算采用经验公式计算煤层瓦斯含量Wh=Wx+Wy式中：WX煤的瓦斯吸附量，m/t；、分别为煤的水分、灰分、挥

136、发分，；见表14；P实测瓦斯压力，MPa(由于没有实测值，采用预测值)；en温度系数，按瓦斯压力查表得1/en(采矿设计手册)；a2.4+0.21Vr；b1-0.004Vr；WY游离瓦斯量，m/t；fn煤的孔隙率，7；煤的容重，1.35t/m3；KY相当于煤层瓦斯压力下的瓦斯压缩系数。取1.04K10煤层煤层在+300m、+180m水平的瓦斯含量及梯度计算及结果见表14。表14 K10煤层瓦斯含量及梯度计算表煤层标高开采深度Wx(m/t)Wy(m/t)Wh(m/t)含量梯度(m/t/100m)K10+300m2706.450.166.611.17+180m3207.790.218.622、矿井

137、瓦斯涌出量预测结合矿井的实际情况和瓦斯资料，采用中华人民共和国安全生产行业标准的“矿井瓦斯涌出量预测方法”（AQ10182006）中的分源预测法对矿井瓦斯涌出量进行预测。1）回采工作面相对瓦斯涌出量计算根据设计开采布置，开采+180m水平K10、K11、K12、K13煤层时瓦斯含量最大，涌出量相对也最大，回采工作面相对瓦斯涌出量按下式计算：q采=q1+q2(1)开采层相对瓦斯涌出量按下式计算：q1=K1K2K3(m/M)(W0-Wc)式中：q采回采工作面相对瓦斯涌出量，m/t；q1开采层相对瓦斯涌出量，m/t；q2邻近层相对瓦斯涌出量，m/t； K1 围岩瓦斯涌出系数，取1.3；K2 工作面丢

138、煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数来计算；薄煤层K2=1/0.97=1.031；K3采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数；由于本矿采用后退式回采，按以下公式计算：K3=(L2h)/L L 工作面长度m，取工作面最大长度L=114m；h掘进巷道预排等值宽度m；取h=12；K3=(114-212)/114=0.79M工作面采高，m； m开采层厚度，m；K10煤层m=0.5m，k11煤层m=0.45m K12煤层m=0.46m ，K13煤层m=0.58m；W0煤层原始瓦斯含量，m3/t；按上面计算选取在+180标高时瓦斯含量Wc运出矿井后煤的残存瓦斯含量，2 m/t。QK10 =1.31.03

139、10.79(0.5/0.8)(8.62-2)=5.38 m/tQk11=1.31.0310.77（0.45/0.5）（9.36-2）=6.84Qk12 =1.31.0310.79(0.46/0.7)(9.36-2)=5.21 m/tQk13 =1.31.0310.78(0.58/0.9)(9.94-2)=5.35m/t(2)邻近层相对瓦斯涌出量根据开采顺序：南翼开采K10煤层时，下邻近层K11向K10涌出，此时采面涌出量为10.14 m/t。相对瓦斯涌出量按下式计算：q2=式中：mi第i 个邻近层煤层厚度，m；M工作面采高，m；i第i 个邻近层瓦斯排放率，%；W0i第i个邻近层煤层原始瓦斯含量

140、，m/t，按表14选取；Wci第i个邻近层煤层残存瓦斯含量，m/t。下邻近层相对涌出量计算结果见表15表15 南翼邻近层涌入瓦斯量表开采煤层邻近层编号水平邻近层参数工作面采高邻近层相对瓦斯涌出量煤层厚度（m）瓦斯含量（m3/t）残存瓦斯含量（m3/t）距开采层距离（m）瓦斯排放率（%）（m）（m3/t）K10K11+1800.4510.5823.5800.86.17K11K10+1800.58.622.23.5500.56.2K12+1800.469.3621760K12K11+1800.4510.58217500.72.8表16 北翼邻近层涌入瓦斯量表开采煤层邻近层编号水平邻近层参数工作面采

141、高邻近层相对瓦斯涌出量煤层厚度（m）瓦斯含量（m3/t）残存瓦斯含量（m3/t）距开采层距离（m）瓦斯排放率（%）（m）（m3/t）K11K13+1800.589.94228500.53.57K13K11+1800.4510.58228500.92.8从以上计算的q1和q2，+180m水平在采工作面的相对瓦斯涌出量： QN36111=(6.84+3.75)=10.59 m/t QN34132=(5.35+2.8)=8.15 m/t QS3712=(5.21+2.8)=8.01 m/tQS3911=(6.84+6.2)=13.04 m/t2)掘进工作面绝对瓦斯涌出量本矿生产时，布置6个掘进面，掘

142、进工作面绝对瓦斯涌出量按下式计算 q掘=q3+q4 式中：q掘掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m/min；q3 掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量，m/min；q4 掘进工作面落煤绝对瓦斯涌出量，m/min。(1)掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量按下式计算式中：q0 煤壁瓦斯涌出强度，m(mmin)q0=0.026(0.0004(Vr)2+0.16)*W0W0煤层原始瓦斯含量，m/t，按表13选取D 巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，m，矿井开采煤层为薄煤层，为开采层厚度的2倍。M开采层厚度，m。v 巷道平均掘进速度，m/min；L 巷道长度，m；Vr煤中挥发分含量，%；将有关数据代入上式计算得出各掘进

143、工作面的煤壁瓦斯涌出量，见表17 表17 各煤层巷道掘进工作面煤壁绝对瓦斯涌出量计算表煤层水平瓦斯含量W0(m3/t)掘进速度v(m/min)巷道长度L(m)煤厚(m)煤壁面长度D(m)挥发分Vr(%)瓦斯涌出强度q0(m3/(m2min)巷道煤壁瓦斯涌出量(m3/min)K10+1808.620.0031251500.501.028.740.380.519K11+18010.580.0031251500.450.923.190.390.48K12+1809.360.0031251500.460.9235.560.821.03K13+1809.940.0031251500.581.1624.7

144、80.791.25 (2)掘进巷落煤绝对瓦斯涌出量按下式计算：q4=Sv(W0-Wc)式中：S 掘进巷道断面积，m2；煤的密度，t/m3。将有关数据代入上式，计算得到各煤层掘进工作面的落煤瓦斯涌出量，见表18。表18 掘进工作面落煤绝对瓦斯涌出量计算表 煤层水平瓦斯含量W0（m3/t）残存瓦斯含量Wc(m3/t.r)巷道断面S（m2）掘进速度v(m/min)煤的密度（t/m3）落煤涌出量（m3/min）K10+1808.6225.830.0031.350.14K11+18010.5825.830.0031.350.15K12+1809.3625.830.0031.350.35K13+1809.

145、9425.830.0031.350.35将掘进巷道煤壁瓦斯涌出量与掘进落煤的瓦斯涌出量相加即为掘进工作面瓦斯涌出量，见表19。表19 掘进工作面瓦斯涌出量计算表煤层水平巷道煤壁瓦斯涌出量(m3/min)掘进落煤瓦斯涌出量(m3/min)掘进工作面瓦斯涌出量(m3/min)K10+1800.5190.140.659K11+1800.480.150.63K12+1801.030.351.38K13+1801.250.351.63)生产采区瓦斯涌出量q区=式中：q区生产采区相对瓦斯涌出量，m/t； K生产采区内采空区瓦斯涌出系数，取1.40；q采i第i个回采工作面相对瓦斯涌出量；Ai第i个回采工作面

146、的日产量； q掘i第i个掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m/min；Ao生产采区平均日产量t；含掘进煤，机械化升级改造后产日均产量为：N36111工作面，所在采区产量就是N36111工作面的产量，因为每个采区只有一个工作面生产。矿井生产期间，按上式分别计算N34132工作面，S3712工作面和S3911工作面的约产量，加上采区掘进煤，便是采区产量。表20 采区相对瓦斯涌出量 采区回采工作面名称采面相对瓦斯涌出量掘进头个数采区日产量（吨）采区瓦斯涌出量m/t回采产量掘进煤采区总产量四N341328.151136414032.27六N3611110.592101310427.86七S37128.0111

147、15411927.91九S391113.041105310826.66十一00103304)矿井瓦斯涌出量矿井瓦斯涌出量按下式计算： 式中：q井 矿井相对瓦斯涌出量，m3/t； K已采采空区瓦斯涌出系数，取1.4； q区i第i个生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t； A0i 第i个生产采区平均日产量，t；按上式计算，矿井相对瓦斯涌出量为34.72m/t绝对瓦斯涌出量为13.3m3/min。该预测值小于2011年瓦斯鉴定值37.87m/t，根据重庆市煤炭工业管理局关于永川区煤矿2011年度矿井瓦斯等级鉴定结果的批复(渝经监管201259号)，矿井瓦斯相对涌出量为37.87m/t，采面绝对瓦斯涌出量1

148、.7 m3/min，掘进面绝对瓦斯涌出量为1.22 m3/min，产量扩为150kt/a则计算出矿井绝对瓦斯涌出量34.72470.7/1440=11.34m3/min，设计暂取该值。矿井扩建投产后及时应进行瓦斯鉴定，按鉴定结果进行管理。第二节 瓦斯抽采根据国家安全监管总局国家煤矿安监局关于加强煤矿瓦斯先抽后采工作指导意见(安监总装2007188号)要求，国家安全生产监督管理局与国家煤矿安全监察局联合发布的关于加强煤矿建设项目瓦斯抽采工作通知(安监总煤监2008167号)规定，矿井必须进行瓦斯抽放。一、瓦斯抽放率确定根据煤矿瓦斯抽放规范(AQ1027-2006)，预抽煤层瓦斯的矿井，矿井抽出率

149、应不小于20；根据本矿所采用的抽放方法、煤层赋存条件、煤层透气性等实际条件，参照矿井所在区域的煤层赋存条件基本相同矿井的实际抽放率，本矿井瓦斯抽放率按k=30%计算。二、瓦斯抽放系统的确定根据煤矿建设项目安全设施设计审查和竣工验收规范（AQ10552008）和煤矿瓦斯抽放规范（AQ10272006），设计选择在本矿井回风井地面工业广场建立地面固定式集中抽放系统。三、抽放瓦斯的方法根据矿井瓦斯赋存及涌出特点，矿井为高瓦斯矿井，瓦斯含量不高，且为多煤层开采，煤层平均厚度仅0.3至0.6m，瓦斯涌出量不高，底板穿层抽放工程量大，效果较差，本次设计采用采煤工作面预抽、半煤巷掘进预抽的抽放方式。本煤层瓦

150、斯抽放可分为开采层未卸压抽放和卸压抽放两种方法。设计在回采工作面采用未卸压抽放（预抽）和边采边抽方法，利用工作面运输巷道向煤层打迎面斜交和平行于工作面的钻孔预抽瓦斯。该预抽钻孔还可随着回采工作面的推进前方煤体产生的卸压作用，实施边采边抽煤层瓦斯，从而提高瓦斯抽放率，减少开采层的瓦斯涌出量。预抽时间在3个月以上。煤巷、半煤岩巷掘进工作面预抽 ：采用沿煤层巷道掘进方向施工超前钻孔抽放煤层瓦斯，巷道两侧轮廓线外钻孔的最小控制范围：煤层上帮5m、下帮5m。当煤层厚度大于巷道高度时，在垂直煤层方向上的巷道上部煤层控制范围不小于7m，巷道下部煤层控制范围不小于3m；钻孔在控制范围内应当均匀布置，在煤层的软

151、分层中可适当增加钻孔数。抽放超前距不少于20m，设计开口直径选为89mm,终孔径为65mm，封孔长度不小于7m。四、抽放参数的确定1、矿井瓦斯抽放量的确定预抽的标准（在20、1atm）瓦斯抽放量按下式计算：Q.q24.930%7.47m3/min式中：矿井瓦斯抽出量，m3/min； 矿井绝对瓦斯涌出量，24.9m3/min；抽放率，设计抽放率为30%；按上式计算，矿井瓦斯抽放量为7.47m3/min。2、抽放负压确定由于预抽需有较高的负压才能达到较好的抽放效果，同时矿井又以本层卸压抽采为主，对此确定钻孔最小抽放负压h孔为13kpa。3、瓦斯浓度确定因在高负压下，漏气较大，同时矿井不利用瓦斯，故

152、确定最小抽采瓦斯浓度C为40%。4、混合瓦斯抽放量计算：q混=q/c=7.47/40%=18.68m3/min。5、管道流量根据煤矿瓦斯抽放规范规定，本次设计富裕系数取20%。Q混=q混1.2=18.681.2=22.42m3/min。管道的平均流速为1015 m/s，本次设计取13 m/s。6、管道材料选择瓦斯抽采管道选择为无缝钢管。7、瓦斯管径的选择D=式中：D管道内径，m；Q管道内流量， m3/min；V管道内的平均流速，m/s；1）主管管道内径管道的平均流速为13m3/s。D主=其抽放主管选择2106.5mm的标准无缝钢管。2）分管抽放分管设计按矿井总抽放量的50%计算，则分管的直径为

153、：D=0.1457=0.135m选择1505.0mm的标准无缝钢管。3）壁厚验算式中：管壁厚度，cm；dp所选标准管内径；Z管材许用应力，无缝钢管取80MPa；P管内压力，取0.1MPa，C附加厚度，无缝钢管取0.2cm。所选标准壁厚大于按上式计算所得的值，因此所选壁厚合适。4）管道安装长度及阻力计算。管路阻力按下式计算：h阻=K局式中：K局局部阻力系数，取1.15； L管路长度，m；Q管路流量，m3/h；混合瓦斯对空气的相对比重，取0.866；K系数，取0.71；d管路内径，cm。表20 瓦斯抽采井下管材一览表项 目类 别LQkdhmm3/hcmPa高负压主管100013450.8660.7

154、019.722175分管15006730.8660.6514.010995小计331705）堵管的选择预抽堵管，选内径为32mm，壁厚为2.5mm无缝钢管为堵管，每根堵管长为5m，采空区卸压抽采选用内径为50mm，壁厚为2.5mm无缝钢管为堵管，每根堵管长为8m，堵管预计2000m。五、钻机选型钻孔施工钻机选择ZYG-650型矿用全液压钻机4台，3台使用，1台备用。其钻进深度可达120150m，施工倾角-90+90，电机功率18.5kW，满足该矿开采煤层抽放瓦斯钻孔施工的需要。六、封孔泵选型本次设计的封孔方法选用水泥砂浆封孔，水泥砂浆采用C40号以上的硅酸盐水泥、砂子与水混合搅拌而成，水泥与砂

155、子的质量比为1：2.41：2.5，砂子颗粒直径为0.51.5mm。采取机械封孔工艺，选择型号为BFZ-10/1.2型矿用注浆泵。七、抽放设备选型及抽放管路系统1）矿井瓦斯抽放泵理论流量计算Q式中： Q瓦斯泵的计算额定流量，m3/min；Qz矿井最大抽放总量(纯量)，m3/min；X瓦斯泵入口处的瓦斯浓度，40；瓦斯泵的机械效率，取0.8；K瓦斯抽放的综合系数，取1.2；Q28m3/min2）瓦斯抽采泵压力计算H=式中：h摩井上、下管路摩擦阻力，Pa； H局井上、下管路局部阻力，取15h摩，Pa； H钻负孔口负压，预抽取13kPa；H出正用户在瓦斯出口所需的正压，暂不利用，设计取0Pa； K备用

156、系数，取1.2。按上式计算，瓦斯泵所需压力为H=（1.1533170+13000+0）1.2=61.37kPa。3）瓦斯抽放泵工况流量Q泵工=Qb =28=70.54m3/min 式中：Q泵工工况状态下的瓦斯抽采泵流量，m3/min；Qb瓦斯混合抽采量，m3/min；P=PdPf=101.3-61.37=39.93kPa;式中：P瓦斯抽放泵入口的绝对压力，kPa；Pd抽放泵站处的大气压，101.3kPa；Pf抽放系统负压，kPa。P0标准大气压力（P0=101.3），kPa；T瓦斯抽采泵入口瓦斯的绝对温度（T=273+t），K；T0按瓦斯抽采行业标准规定的标准状态绝对温度（T0=273+20）

157、，K；t瓦斯抽采泵入口瓦斯的温度，18。4）瓦斯抽采泵的选型 根据计算的瓦斯抽采泵的工况流量、压力，矿井现安装在地面的2BEA203水环式真空泵2台不能满足需要。选择2BEA203型水环真空泵2台，1台工作，1台备用，配套电机功率37kW，380V，转速980r/min，排气压力101.3KPa，最大排气量：Q=17 m/min；最低吸入绝压H=33hPa，耗水量17.5m3/h。第三节 矿井通风一、通风方式和通风方法的选择及依据因该矿主要进行机械化改造，所以在满足相关规定及矿井生产要求的情况下，沿用矿井原有的通风方式。即采用分区通风，通风机工作方式为抽出式，由主平硐进风，南翼回风井、中央（北

158、翼）回风井回风。二、风井数目、位置、服务范围及时间矿井井筒共四个，即主平硐、XX明斜井、中央（北翼）回风井、南翼回风井。1、主平硐（利用）主平硐位于矿区中部偏北，井口坐标X3259807Y35595363，Z+353m，方位角115。坡度3，长650m，主要用作全矿井进风、运输、排水、行人及敷设管线之用，服务年限为矿井服务年限。2、中央（北翼）回风井（利用）位于主平硐以西，相距455m，坐标X3260016Y35594870Z+532m，方位角139，坡度38，长263m。专用于回风之用，服务年限为矿井服务年限。3)南翼回风井（利用）位于主平硐以南，相距2241m，坐标X=3257736、Y=

159、35594271、Z=+397m，方位角130，坡度3，长595m。专用南翼回风、自流排水之用，服务年限为矿井服务年限。4）明斜井（利用）位于主平硐南翼，相距1635m。坐标X=3258389、Y=35594559、Z=413m，用于排水、行人、辅助进风，服务年限为矿井服务年限。三、通风路线N36111工作面进风路线：主平硐北翼辅助提升暗斜井+275m水平车场275m 底板岩石运输巷六采区石门N36111工作面运输巷工作面 工作面回风巷六采区回风石门+370m北翼底板岩石回风巷中央（北翼）回风井地面。详见矿井通风系统图。四、掘进通风及硐室通风1、掘进通风掘进工作面通风采用局部通风机压入式通风，

160、每个掘进工作面安装2台局部通风机，1台使用，1台备用。局部通风机型号为YBT-5.525.5对旋式防爆局部通风机，电机功率25.5kW，风量150210m/min，局部通风机供电采用“三专”供电。局部通风机选直径为600mm，每节10m的矿用抗静电阻燃风筒。2、硐室通风井下硐室主要为水泵硐室和变电所、提升上(下)绞车硐室和消防材料库、避难硐室均处于进风流中，采用全风压通风。采区绞车房、采区变电所为独立通风。五、矿井风量计算（一）矿井风量的计算及分配根据煤矿安全规程第一百零三条之规定，矿井总风量分别按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4m/min和按采煤、掘进、硐室及其他地点

161、实际需要风量的总和进行计算后，选取其中的最大值。(1)按同时下井人数需风量计算Q4NK式中：Q矿井总供风量，m/s；N井下同时工作的最多人数，人；根据劳动定员取106人4每人每分钟供风标准，4m/min人；K风量备用系数，取K1.15。Q=41061.15=487.64m3/min=8.13 m/s(2)用分别法计算Q=(Q采Q掘Q硐Q其它)K式中：Q采回采面需风量和，m3/s；Q掘掘进面需风量和，m3/s；Q硐独立通风硐室需风量和，m3/s；Q其它其它巷道需风量，m3/s；K矿井通风风量系数，取1.15。回采工作面需风量按工作面瓦斯涌出量计算：Q采=100q采Kc式中：Q采回采工作面需风量，

162、m3/s；q采回采工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min，取前一节平均值0.798m3/min；根据瓦斯抽采专项设计抽放率为30%，则0.798（1-0.3）=0.559m3/minKc回采工作面瓦斯涌出不均衡系数，炮采工作面取Kc=2.0。Q炮采=1000.5592.0=112m3/minKc回采工作面瓦斯涌出不均衡系数，风镐落煤工作面取Kc=1.5。 Q风镐采=1000.5591.5=84m3/min按工作面温度计算：Q采60VcScKi式中：Vc工作面适宜风速，取1.0m/s；Sc回采工作面平均有效断面 m，取采煤工作面最小、最大控顶距有效断面的平均值1.50m2。Ki工作面长度系数，取Ki

163、1.0。Q采601.01.51.0=90m3/min按工作面一次爆破消耗的炸药量计算Q=25A=254= 100m3/minA爆破时最大一次装药量；m3/min。按照作业规程一次最大装药量为10.5Kg。回采工作面需风量按上述方法计算后取其中最大值，即取Q采112m3/min。风速校验根据煤矿安全规程规定，15ScQ采240ScSc回采工作面平均有效断面m2，1.5.0m222.5m3/min112m3/min360m3/min，符合要求。矿井生产期间一共布置4个采煤工作面，则采煤工作面需风量总和：Q采=1124=448m3/s。工作面通风方式为U型通风。掘进工作面需风量按瓦斯涌出量计算Q掘=

164、100q掘K式中：q掘掘进工作面绝对瓦斯涌出量，取本章第一节掘进工作面绝对瓦斯涌出量为平均值1.06m3/min；K瓦斯涌出不均匀系数，取1.4；Q掘=1001.061.4=148m3/min。按炸药使用量计算Q掘=25A式中：A工作面一次起爆最大炸药量，kg，A=uSdu炸药消耗量综合指标，取u=0.6kg/m3；S巷道掘进断面，m2，取区段巷掘进断面5.83m2；d循环进尺，1.0m；A=0.65.831.0=3.498kg；Q掘=253.498=87.85m3/min。按局部通风机吸风量计算半煤岩巷掘进：Q掘=Q 扇Ii+600.25S式中：Q 扇局部通风机额定最大吸入风量，m3/min

165、。按局部通风机吸风量计算，FBD5.0/25.5型对旋局部通风机吸入风量为18090m3/min，取平均吸入风量100m3/min；Ii掘进工作面同时运转的局部通风机台数，台S掘进工作面过风断面积，m2半煤巷掘进：Q掘=1001+600.253.89=158m3/min按工作人员数量计算Q掘=4nj式中：nj_掘进工作面同时工作的最多人数Q掘=45=20m3/min以上计算中，按局部通风机吸风量的需风量最大，为158m3/min。按风速进行验算15SjQ掘240Sj式中：Sj_掘进工作面巷道过风断面，m2，取3.89m258.35158933.6m3/min掘进工作面需风量取局部通风机吸风量，

166、即Q掘158m3/min。升级改造达产时期，安排6个掘进工作面，则掘进工作面需风量和：Q掘=158m3/min6=948m3/s。独立通风硐室井下硐室位于进风流中，不需独立配风。井下其它地点用风，按(Q采+Q掘+Q硐)的5%计，则：Q其它=(448+1248+0)5%=84.8m3/min根据上述计算，矿井需风量为：Q=(448+948+84.8)1.15=1703m3/min。取1750m3/min ，即29.16m3/s。根据上述按同时下井人数计算的需风量和用分别法计算的需风量，矿井总风量取其中较大者，因此矿井总需风量为34.1m3/s。(3)风量分配矿井风量分配按两个回风井各自负担2个回

167、采工作面，3个掘进工作面进行公配，在具体施工过程中可根据实际情况进行调节。表20 南翼回风井风量分配表名 称数量每个工作面配风标准（m3/min）配风量（m3/min）总风量（m3/min）采煤工作面2112129258掘进工作面3158182546其它巷道374343合计847表21 550回风斜井风量分配表名 称数量每个工作面配风标准（m3/min）配风量（m3/min）总风量（m3/min）采煤工作面2112129258掘进工作面3158182546其它巷道374343合计847（二）矿井通风阻力计算1、计算方法：分别用下列公式计算出各段井巷的摩擦阻力h摩=LPQ2/S3=RQ，Pa式中

168、：h摩井巷的摩擦阻力，Pa根据井巷的支护形式，查得的摩擦阻力系数，NS/m4L井巷的长度，mP井巷的净断面周长，mQ通过井巷的风量，m3/sS井巷的净断面积，m2R井巷的摩擦风阻，NS2/m82、矿井通风阻力的计算1、计算方法：分别用下列公式计算出各段井巷的摩擦阻力h摩=LPQ2/S3=RQ2，Pa式中：h摩井巷的摩擦阻力，Pa根据井巷的支护形式，查得的摩擦阻力系数，NS2/m4L井巷的长度，mP井巷的净断面周长，mQ通过井巷的风量，m3/sS井巷的净断面积，m2R井巷的摩擦风阻，NS2/m82、矿井通风阻力的计算根据全矿井通风线路分析，南翼回风平硐通风容易时期为开采一采区的S31111采煤工

169、作面，早已结束；通风困难时期的采煤工作面为十一采区的S31112工作面，正在掘运输巷。中央（北翼）回风斜井容易时期为开采二采区的为要N32111，早已结束；通风困难时期的采煤工作面为六采区的N36132工作面，尚未准备。根据通风路线和风量的分配分别计算矿井回风斜井容易和困难时期的通风阻力，其计算结果见表。通过以上计算，南翼回风平硐通风容易时期矿井的通风阻力为252Pa，困难时期的通风阻力为620Pa(见表)。中央（北翼）回风斜井通风容易时期矿井的通风阻力为275Pa，困难时期的通风阻力为837Pa(见表4-2-4、4-2-5)。（三）等级孔1、南翼井通风容易时期：A易=2、南翼井通风困难时期：

170、A难=以上计算结果表明，矿井通风系统通风容易和困难时期均为小阻力矿井，通风难易程度为容易。3、北翼井通风容易时期：A易=4、北翼井通风困难时期：A难=以上计算结果表明，矿井通风系统通风容易和困难时期均为小阻力矿井，通风难易程度为容易。表22 南翼风井通风容易时期通风阻力计算表巷道区段序号井巷名称井巷支护形式LPSS3RQQ2hvNS2/m4mmm2(m2)3NS2/m8m/s(m/s)2Pam/s1主平硐锚喷0.00565010.998.335780.110128.23797.1249.263.392主暗斜井锚喷0.00546010.456.863230.281717.12293.121.82

171、.513+180m车场锚喷0.00510012.7910.912951.990717.12293.11.51.574南大巷砌碹0.00355009.406.142310.062014.12199.414.23.0531111切割木支0.0321576.82.413.80.08161.873.508.670.786南翼回风巷砌碹0.00358007.143.56450.079014.12199.488.583.977南回风斜井锚喷0.0051668.174.651000.069514.12199.413.523.048南翼风井锚喷0.0055959.525.81950.012114.12199.

172、428.962.359井巷的摩擦阻力合计226.4910考虑15%的局部阻力33.9711矿井通风阻力合计260.46表23 南翼风井通风困难时期通风阻力计算表巷道区段序号井巷名称井巷支护形式LPSS3RQQ2hvNS2/m4mmm2(m2)3NS2/m8m/s(m/s)2Pam/s1主平硐锚喷0.00565010.998.335780.110128.23797.1249.263.392主暗斜井锚喷0.00546010.456.863230.281717.12293.121.82.514+180m车场锚喷0.00510012.7910.912951.990717.12293.11.51.575

173、南大巷锚喷0.00520009.406.142310.062014.12199.481.13.0631112工作面木支0.0321396.82.413.80.08161.873.507.670.787南翼回风平巷砌碹0.00355807.143.56450.079014.12199.464.233.978南翼回风斜井锚喷0.0051668.174.651000.069514.12199.413.523.049南翼回风井锚喷0.0055959.525.81950.012114.12199.428.962.3510111213井巷的摩擦阻力合计26814考虑15%的局部阻力40.215矿井通风阻力

174、合计308.2表24 北翼风井通风容易时期通风阻力计算表巷道区段序号井巷名称井巷支护形式LPSS3RQQ2hvNS2/m4mmm2(m2)3NS2/m8m/s(m/s)2Pam/s1主平硐锚喷0.00567910.26.8314.43200.110120.00400.0044.052.94290m运输石门及K11北运输大巷锚喷0.0054508.765.5166.37500.118512.00144.0017.062.183N42111采面木支柱0.032927.22.210.64801.99075.0025.0049.772.274N42111采面回风巷金支0.0121008.94.9412

175、0.55380.08865.0025.002.211.015180m回风巷金支0.0125008.94.94120.55380.443012.00144.0063.792.436回风上山金支0.0121008.765.5166.37500.06326.0036.002.271.097（180mK13北回风巷金支0.0121258.94.94120.55380.110712.00144.0015.952.438北翼总回风巷锚喷0.0052859.25.8195.11200.067212.00144.009.682.079550回风斜井锚喷0.0053059.25.8195.11200.07192

176、0.00400.0028.763.4510引风道砌旋0.0035207.83.5645.11800.012121.00441.005.345.9011井巷的摩擦阻力合计238.8812考虑15%的局部阻力35.8313矿井通风阻力合计274.71表25 550回风斜井通风困难时期通风阻力计算表巷道区段序号井巷名称井巷支护形式LPSS3RQQ2hvNS2/m4mmm2(m2)3NS2/m8m/s(m/s)2Pam/s1主平硐锚喷0.00567910.26.8314.43200.110130.00900.0099.124.412一二级主暗斜井锚喷0.0054669.56.28247.67320.0

177、89435.001225.00109.485.573（0m石门锚喷0.0051008.765.5166.37500.026333.001089.0028.676.0040m水平北运输大巷锚喷0.0058008.765.5166.37500.210616.50272.2557.343.005N44132采面木支柱0.032927.22.210.64801.99075.0025.0049.772.276N44132采面回风巷金支0.0122008.94.94120.55380.17725.0025.004.431.017+90m北岩石回风巷锚喷0.0056008.765.5166.37500.15

178、8016.50272.2543.003.008四采区北回风上山锚喷0.052008.765.5166.37500.526516.50272.25143.353.009北翼回风巷锚喷0.0056868.765.5166.37500.180616.50272.2549.173.0010550回风斜井砌旋0.0053059.25.8195.11200.071926.50702.2550.504.5711引风道砌旋0.0035207.83.5645.11800.012127.83774.239.377.8212井巷的摩擦阻力合计644.1913考虑15%的局部阻力96.6314矿井通风阻力合计740.

179、8115矿井通风阻力合计837.44六、通风设施、防止漏风及降低风阻的措施（一）通风设施为了保证风流按拟定的路线流动，必须根据采掘动态，在某些巷道内构筑相应的通风设施，对风流的路线进行控制，对风量进行调节。按照用途分类，设计中共采用了三类通风设施：1.引导风流的设施，如风硐、风桥、反风设施。2.隔断风流的设施，如防爆门、密闭墙、风门等。3.调节风流的设施，如调节风门等。根据不同的生产时期，矿井可将上述通风设施作成永久性和临时性的控风设施。详见通风系统图中各通风设施和构筑物的布置。（二）防止漏风措施漏风主要是由于漏风区两端有压差造成的。漏风使工作面有效风量减少，不仅增加通风机的电能消耗，而且导致

180、用风地点的供风量不足，甚至由此引发瓦斯爆炸、煤炭自燃等灾害。为保证井下各用风地点有足够的新鲜风量，应采取各种措施，尽量减少矿井漏风，提高有效风量。为了保证矿井有效风量率值应不低于85，矿井外部漏风率应不得超过5，因此设计中采用的防治漏风的主要措施如下：1.设计采用进风路线上的漏风比压入式通风要小抽出式通风方法；在采区开采顺序和工作面的回采顺序方面，设计采用比前进式漏风要小的后退式。2.减少通风设施的漏风。通风设施位置要合理；通风设施质量要符合要求；风墙应尽量设置在顶板压力小的地方，若压力较大时，最好用分段建造；风桥在通风设计中应尽量避免使用，如需要时应用混凝土修筑严密，并注意加强管理和维修。3

181、.减少井筒漏风。煤仓和溜煤眼内要有一定的存煤，不得放空，以免大量漏风。4.减少矿井连续分布漏风。降低工作面风阻，使进风巷道和回风巷道间的压差减小，从而减少漏风。同理，采区的风窗设在靠近主要通风机且远离工作面的地方可减少采空区漏风。矿井为抽出式通风，回风平硐井筒和地表风机房均设计留设有足够的煤柱，以减少地表和采空区的塌陷向下漏风。同时矿井必须查明塌陷区或老空的分布情况，及时填堵其与地表相通的裂缝或通路。（三）降低风阻的措施1.料石砌碹的巷道周壁要尽可能光滑；棚子支护的巷道，棚腿棚梁应架设整齐，明暗一致，背板应规则。2.应尽量避免在主要进、回巷道内长时间停放矿车、堆放材料、器材及其它杂物。3.巷道

182、断面应尽量保持稳定，避免忽大忽小；巷道转弯处应呈弧形，避免直角转弯。在生产中，从通风系统的安全性、经济性出发，根据实际情况，可酌情考虑安设辅助通风机降低用风地点的风阻。4.在日常通风管理中，应避免在主要进、回风巷道停放矿车、堆积杂物，产生底鼓或发生变形的巷道要及时维修，确保其完整和有足够有效的通风断面。第四节 通风设备一、矿井通风及设备现状矿井采用分区通风，通风方法为机械抽出式，由主平硐进风，南回风平硐、550回风斜井回风。南回风平硐安设FBCDZ15/255型矿用轴流式防爆主要通风机2台，风压为600Pa2050Pa，风量1555 m3/s。550回风斜井安设FBCDZ16/275型矿用轴流

183、式防爆主要通风机2台，风压为841Pa2480Pa，风量33.562.1m3/s。因此本次机械化改造对矿井现有通风设备进行校验。二、校验依据1.矿井通风方式：矿井采用分区通风，通风方法为机械抽出式。2.矿井瓦斯等级：瓦斯矿井3.各时期的风量： 南回风平硐 容易时期：Q130m3/s 困难时期：Q226.5m3/s550回风斜井 容易时期：Q123m3/s 困难时期：Q226.5m3/s4.矿井负压：南回风平硐 容易时期：H1=252Pa 困难时期：H2=620Pa550回风斜井 容易时期：H1=275Pa 困难时期：H2=837Pa5.矿井的供电电压；10kv6.矿井年产量：年生产能力150k

184、t/a 7.当地气候条件及其它相关资料。三、对矿井现有通风设备验算1、主要通风机工作风量Q通=KQ矿式中 Q通通风机工作风量，m3/sQ矿矿井所需风量，m3/s；K矿井外部漏风系数，取1.05；2、主要通风机工作静压h静=h阻+hh自+h其式中 h阻矿井通风阻力，Pa；h主要通风机及附属装置的压力损失：Pa，取250Pa； h自自然风压，Pa。由于矿井主平硐和回风井高差180m，矿井最大井深达360m，设计考虑自然风压的影响。由“科马洛夫”经验公式进行计算：井深大于100m，用公式：式中 H自自然风压；P0地面井口大气压力，Pa；H开采井深，500m ；T1进风侧平均温度，K；T2回风侧平均温

185、度，K；R矿井空气常数，干空气的常数287J/(kgK)。矿井地面大气压力一般690mmHg，进风井筒平均冬季平均温度18.0，夏季进风井硐平均28，回风平硐平均温度24。矿井通风容易时期自然风压=114（Pa）矿井通风困难时期自然风压=-74（Pa）H其由于是分区式通风，双风机同时运行时相互影响产生的阻力，取80Pa表26 回风井的风机所需风量及负压汇总表风井名称项 目南回风平硐550回风斜井（容易时期）（困难时期）（容易时期）（困难时期）需风量(m3/s)3026.52326.5通风阻力(Pa)252620275837机械损失250250250250其它损失80808080自然风压-114

186、74-11474风机需风量(m3/s)31.527.8324.1527.83风机所需全压(Pa)468102449112413、主要通风机验算结果根据矿井现在南回风平硐安设FBCDZ15/255型矿用轴流式防爆主要通风机2台，风压为630Pa2170Pa，风量32.551.3 m3/s。550回风斜井安设FBCDZ16/275型矿用轴流式防爆主要通风机2台，风压为841Pa2480Pa，风量33.562.1m3/s。两风机的能力均大于计算值，现风机均可采取变频调速降低转速从而降低风机的风量和负压，同时运行单级风机，满足矿井生产需要第五章 提升、排水、压风和供水系统第一节 提升系统一、矿井现有提

187、升设备及评述矿井现在主暗斜井安设有1台2JTPB-1.61.2型矿用提升绞车，配用电机功率110kW，绳速2.5m/s，滚筒直径1.6m，滚筒宽度1.2m。钢丝绳直径24.5mm，每米重量2.315kg。辅助暗斜井提升设备为JTPB1.21.0P型矿用提升绞车，技术参数：单滚筒直径1200mm，宽度1000mm，速度2.0m/s，配套电机功率75kW，最大牵引力30kN，容绳量488m。选用619SFC钢丝绳，钢丝绳直径20mm。由于主暗斜井和辅助暗斜井只提升180m标高以上的矸石和材料。因此本次不作计算。本次改造方案对主暗斜井绞车进行校验计算和二级主暗斜井绞车进行选型。二、主暗斜井提升设备校

188、验计算1、验算依据1）矿井开拓方式：采用暗斜井+平硐综合开拓，负责煤炭、材料、矸石、设备提升；2）提升方式：采用双钩串车提升；3）矿井提升量：矿井设计年产量150kt/a，原煤日产量455t。4）矿井提升工作制度：矿井工作制度为16h；5）提升高度及井筒倾角：倾角25，长度464m;6）车场型式：上下车场的型式均为平车场。2、初选矿井提升设备主暗斜井现安装1台2JTPB-1.61.2型矿用提升绞车，配用电机功率110kW，绳速2.5m/s，滚筒直径1.6m，滚筒宽度1.2m，最大牵引力45kN，最大静张力差45 kN。钢丝绳直径24.5mm，每米重量2.315kg。3、提升量计算1）小时提升量

189、计算：An=cafAn/brt=1.151.2150000/33016=39.2t/h；2）一次提升循环时间计算：T循=464/2.50.9+50=256.2s；3）计算车组中矿车数量：Q=An.Tz/3600=39.2256.2/3600=2.79t/次矿井现实际每钩提煤5个，矸石车3个。因此本次按矿井现实际提升串车个数来进行验算现提升绞车能否满足要求。4）根据连接器强度计算矿车数Z=60000/g(G+G0)(sin+cos)=60000/9.8(1000+460)(sin25+0.015cos25)=9.64；4、提升钢丝绳选型计算初选619S+FC-24(GB8918-2006)，Q破

190、=288kN，d=24.5mm，P=2.315kg/m；2、最大静引力和最大静张力差验算1）最大静张力验算提煤：Qjmaxc=n(G+G0)(sin+cos)+pLc(sin+cos)g5(1000+460)(sin25+0.015cos25)+2.315464(sin25+0.2cos25)9.839140N37.8kN提矸：Qjmaxc=n(G+G0)(sin+cos)+pLc(sin+cos)g3(1500+460)(sin25+0.015cos25)+2.315464(sin25+0.2cos25)9.833059N31kN2）最大静张力差验算提煤：Qjmaxc=n(Qz+Qk)(si

191、n+f1cos)g+PkLC (sin+f2cos)g- n Qk (sin-f1cos)g-PkLC (sin-f2cos)g=5(1000+460)(sin25+0.015cos25)+2.315464(sin25+0.2cos25)9.8-5460(sin25-0.015cos25)9.82.315464(sin250.2cos25)9.8=26136N26.1kN提矸：n(Qz+Qk)(sin+f1cos)g+PkLC (sin+f2cos)g- n Qk (sin-f1cos)g-PkLC (sin-f2cos)g=3(460+1500)(sin25+0.015cos25)+2.31

192、5464(sin25+0.2cos25)9.8-3460(sin25-0.015cos25)9.82.315464(sin250.2cos25)9.8=23000N23kN5、提升钢丝绳验算通过前面计算，提升5个煤炭时，所需的牵引力最大。钢丝绳安全系数n=Q破/Qmax=288000/26100=116.5；符合要求。6、提升设备校验计算1）绞车强度校验Fjmaxc=39.1kN45kN，Fjmax=26.8kN30kN，符合要求。2）电动机功率校验N=108.6kW；现有电动机功率Pe=110kW电机符合要求。3）绞车滚筒直径选择D=60d=6024.5=1470mm，因提升绞车滚筒直径为1

193、600mm,符合要求。主斜井利用现有的2JTPB-1.61.2型矿用提升绞车，配用电机功率110kW，绳速2.5m/s，滚筒直径1.6m，滚筒宽度1.2m。钢丝绳直径24.5mm，每米重量2.315kg，能满足矿井机械化改造后生产能力提高后提升能力的要求。三、二级主暗斜井提升设备选型计算1、计算依据1）二级主暗斜井提升设备负责0m至+180m水平煤炭、材料、矸石、设备提升；2）提升方式：采用双钩串车提升；3）矿井提升量：矿井设计年产量150kt/a，原煤日产量455t， 4）矿井提升工作制度：矿井工作制度为16h；5）提升斜长及上山倾角：倾角25，长度426m;6）车场型式：上下车场的型式均为

194、平车场。2、初选矿井提升设备初选提升设备为2JTPB1.61.2P型矿用防爆提升绞车，配套电机功率110kW，绳速2.5m/s，绞车牵引力45kN1)提升距离和一次提升循环时间(1）提升距离：L=Ls+LB =426+25=451m式中：Ls斜井斜长，426m； LB车场长度(m)，取25m；(2）一次提升循环时间初选提升机的提升速度选2.5m/s，经计算，一次提升循环时间为：T240s（4min）。提升时间详见下图。0.31m/s0.5t(s)L(m)3.3326.682.0523.0 252.03.01604012.0v,at 253.02.0523.0526.683.3323.3551m

195、/s0.50.31252.5m/s23.352)一次提升量和矿车数的确定(1）根据矿井年产量要求计算a小时需要提升量An= 1.251.2150000/3301642.6t/h式中：提升不均衡系数，=1.25；提升能力富裕系数，=1.2；矿井年产量，150000t/a；年工作天数，=330；日工作小时数，16h；b一次需要提升量Q=An.Tz/3600=42.6240/3600=2.84t/次（3）一次提升矿车数z1 =2.841.0=3个 式中：G矿车中荷载质量，1.0t； 取z1=5个(2）根据连接器强度计算矿车数z29.6个式中：矿车连接器能承受的最大牵引力，取60000N；G1矿车自重

196、，460kg；g重力加速度，9.8m/s2；矿车运行阻力系数，取0.015；提升斜坡倾角，25；根据以上计算，二级主暗斜井绞车每钩串车提煤5个，矿车连接器满足要求。3)钢丝绳选择(1)计算钢丝绳最大斜长L0L+(L1+L2+L3)/cos=426+（8+12+20）/cos =456m式中：L1井口至阻车器距离，取8m。L2阻车器至摘挂钩点距离，取12mL3摘挂钩点到井架中心的水平距离，取20m钢丝绳出绳角，取9（2）计算每米钢丝绳质量mpn（G+G1）（sincos）/1110-6L（sin1cos）=5（1000+460）（sin25+0.015 cos25）/1110-615701066

197、.5-456（sin25+0.2cos25）=1.6240kg/m式中：钢丝绳公称抗拉强度m钢丝绳安全系数1钢丝绳阻力系数(3)选择钢丝绳查钢丝绳规格表选择标准钢丝绳：619SFC1570钢丝绳，钢丝绳直径24mm，每米重量2.315kg，钢丝绳破断拉力总和317000N。钢丝绳安全系数的校验mQP/n（G+G1）（sincos）g+mpL（sin1cos）g=317000/59.8(1000+460)(sin25+0.015cos25)+2.3154569.8（sin25+0.2cos25）=8.56.5所选提升钢丝绳符合要求。4)提升绞车提升能力校验提煤车5个或提矸车4个时F煤5（1000

198、460）（sin250.015cos25）9.82.315456（sin250.2cos25）9.835.3kNF矸4（1500400）（sin250.015cos25）9.82.315456（sin250.2cos25）9.836kN式中：n提升矿车数； PP钢丝绳自重，2.315kg/m；L钢丝绳长度，456m； 钢丝绳运行阻力系数，0.2；实际提升时最大阻力36kN提升绞车牵引力45kN。说明所选提升绞车牵引力满足要求。5)提升机滚筒直径验算由于矿井提升机安装在井下D60d=6024mm=1440mm绞车直径为1600mm，符合要求。6)提升绞车滚筒宽度验算B= =922mm1200mm

199、钢丝绳缠绕3层，提升绞车滚筒宽度符合要求。7)电动机功率校验NKFVm/1000 =1.1360002.5/10000.95=104kW110kW式中：K电机功率备用系数F绞车提升时最大牵引力Vm绞车最大运行速度传动效率根据以上计算，二级主暗斜井选用2JTPB-1.61.2P型矿用提升绞车，配套电机功率110kW，绳速2.5m/s，直径1.6m，宽度1.2m，钢丝绳选用619SFC157024能能够满足矿井机械化升级改造后提升能力的需要。第二节 排水系统一、矿井涌水量情况矿井现最大涌水量200m3/h，正常涌水量130m3/h，本次在矿井实测矿井涌水量为150m3/h，预测未来矿井开采至最低标

200、高时正常涌水量为200m3/h，最大涌水量为267m3/h。二、矿井现有排水系统情况矿井目前采用一级排水方式。在+180m水泵房(主斜井下车场)安装MD155307型水泵3台，其技术参数为：额定流量155m3/h，额定扬程210m，最高效率75，允许吸上真空度（hs）为5.0m，配套电机功率160kW。排水管路2趟，管径2008mm。因此对现有排水设备进行排水能力校核和对0m水平的排水设备进行选型计算。涌水量均按预测的全矿井在开采未期的正常涌水量和最大涌水量来验算。三、180m水平排水设备排水能力校核1、选型基础资料（1）正常涌水量Q正涌130m3/h，最大涌水量Q最涌200m3/h。（2）排

201、水高度h190m（+370180m）。（3）矿井水PH68，水的容重1020kg/m3。2、设备选型（1）水泵房最小排水能力的确定正常涌水时Q正24 Q正涌 /2024130/20156m3/h最大涌水时Q最24 Q最涌 /2024200/20240m3/h（2）所需水泵扬程的估算H（hhs）/ =(190+5)/0.82=237m式中：h所选水泵吸水高度，取5m管道效率，坡度2030,取0.82。（3）水泵型号及台数的确定根据以上的计算，矿井现安装的3台MD155307型离心式水泵，在正常涌水时，1台工作，最大涌水时，2台工作，能满足要求。其主要技术数据：He=462m、Qe=155m3/h

202、，电机功率Pe=160kW，电压660V。（4）排水管路的确定根据煤矿工业小型矿井设计规范对排水设备的相关要求，选择排水管路2趟,1趟使用，1趟备用。排水管直径d0.0188146mm式中：Q所选水泵的额定流量，155m3/h。V水在管路中的流速，取2.0m/s。（5） 管壁的厚度计算；取=4.5mm式中：d标准管内径mm；管壁厚度mm；p水管内部工作压力p=0.11Hsy(kg/cm2)；Hsy测地高度m；管标许用应力，=8kg/cm2；C附加厚度C=1mm查表，选择外径159mm，内径150mm，壁厚4.5mm的标准无缝钢管。矿井现安装在180m水平水泵房的排水设备及管路能满足要求。四、0

203、m水平排水设备选型计算1、选型基础资料（1）正常涌水量Q正涌200m3/h，最大涌水量Q最涌267m3/h。（2）排水高度h370m（+3700m）。（3）矿井水PH68，水的容重1020kg/m3。2、设备选型1）水泵房最小排水能力的确定正常涌水时Q正24 Q正涌 /2024200/20240m3/h最大涌水时Q最24 Q最涌 /2024267/20320m3/h2）所需水泵扬程的估算H（hhs）/ =(370+5.5)/0.96=391m式中：h所选水泵吸水高度，取5.5m管道效率，坡度2030,取0.96。3）水泵型号及台数的确定根据以上的计算，初选MD280-656型水泵，其技术参数为

204、：额定流量280m3/h，额定扬程390m，最高效率73，允许吸上真空度（hs）为5.0m，配套电机功率500kW。正常涌水时水泵工作台数N1QB/QH=1.2200/280=0.86 取N11台水泵级数IHB/HK390/656 取I6级备用水泵台数N20.7QB/QH=0.71.2200/280=0.6 取N21台最大涌水时水泵工作台数N3QB/QH=1.2267/280=1.14 取N12台N1N22=N3检修水泵台数N40.25QB/QH=0.251.2200/280=0.22 取N21台水泵总台数NN1N2N43台4）排水管路、管径的确定根据煤矿工业小型矿井设计规范对排水设备的相关要

205、求，选择排水管路2趟，1趟使用，1趟备用。（1）排水管直径d0.0188146mm式中：Q所选水泵的额定流量，280m3/h。V水在管路中的流速，取2.0m/s。（2） 管壁的厚度计算；取=4.5mm式中：d标准管内径mm；管壁厚度mm；p水管内部工作压力p=0.11Hsy(kg/cm2)；Hsy测地高度m；管标许用应力，=8kg/cm2；C附加厚度C=1mm查表，选择外径312mm，内径300mm，壁厚6mm的标准无缝钢管。通过以上计算，0m水平选用3台MD280-656型水泵，其技术参数为：额定流量280m3/h，额定扬程390m，最高效率73，允许吸上真空度（hs）为5.0m，配套电机功

206、率500kW，电压6kV能满足要求5）水仓容积由于矿井涌水量低于1000m3/h，因此，根据相关设计规范和煤矿安全规程相关要求，其主要水仓容积为：V8Q正 82001600m3设计0m水平的主、副水仓净断面均为8.1m2，主水仓净长度为157m，副水仓净长度为118m，水仓总容量为2200m3。第三节 压风系统一、压风系统现状矿井现在地面安装有LGFD-20/0.7型螺杆式空压机3台和井下+370水平安装有MLGF-9.6/8型螺杆式空压机1台，3台工作工作，1台备用，其技术参数均为：额定流量Q20m3/min，额定压力P0.7MPa，电机功率110kW；采区平巷支管路选用1003.5型无缝钢

207、管；主管选用1504.0无缝钢管。本次设计对矿井现有压风能力进行校核。二、压风系统能力校核1、校核依据每个掘进工作面使用ZY24凿岩机1台 ，备用1台。表27凿岩机技术参数表序号风动工具名称风动工具型号台数同时工作系数每台耗气量（m3/min）使用压力（MPa）1凿岩机ZY2460.62.40.52风镐G7160.61.00.52.空压机风量校核(1)按压风自救系统需风量计算矿井生产规模为150kt/a，最大班入井作业人数约为106人。根据国家安全监管总局国家煤矿安监局2007167号文“关于所有煤矿必须立即安装和完善井下通讯、压风、防尘供水系统的紧急通知”的要求和有关规定：压缩空气的供给量，

208、每人不得小于0.1m3/min。设计中按0.15 m3/min进行考虑。故按最大作业班人员需风量计算空压机排气量如下： Q2=NQ=1060.15=15.9m3/min式中 Q2矿井总耗风量，m3/min；N当班最多人数，取106人； Q每人需风量，取0.15m3/min。（2）按用风设备需风量计算全矿按照同时使用气腿凿岩机6台，风镐16台计算。=19.74m3/min式中：管道全长漏风系数；取管道全长漏风系数为 1.1；机械磨损耗气量增加系数，取1.1；海拔高度修正系数，因海拔高度为370m，取1.03；用气量最大班内，同型号风动机具的工作台数，取0.6风动机具耗气量，m3/min；同时工作

209、系数。 三、选择压气管道直径主输气管的管径计算式中：d压缩空气输送管直径，mmQ通过压气输送管的空气流量，20.0m3/minl管道长度，1500md85.8mm因此选用外径108mm，壁厚4.0mm的无缝钢管作为压气输送主管道。此管道与压风自救管道共用。支输气管的管径计算式中：d压缩空气输送管直径，mmQ通过压气输送管的空气流量，2.4m3/minl管道长度，850md35.0mm支管路选用外径50mm，壁厚2.5mm的无缝钢管作为压气输送支管道。矿井现压风主管路为1504.0mm无缝钢管，支管路采用1003.5mm无缝钢管。能满足要求。通过以上计算，矿井现有压缩空气设备和压风管路能满足机械

210、化改造后矿井生产所需。现有设备和管路可以继续使用。第六章 地面生产系统及总平面布置第一节 原煤生产系统本机械化改造方案利用原有原煤洗选加工生产系统，井下的煤炭经主平硐防爆机车运至地面储煤翻煤处，经人工翻煤到洗选厂储煤仓，商品煤以汽车运输到各用户。第二节 辅助生产系统本机械化改造方案利用原有辅助生产系统。第三节 矸石处理系统本机械化改造方案利用原有矸石处理系统，矸石经主平硐防爆机车至地面，经人工翻矸到地面临时堆矸处，供附近矸砖厂加工利用及碎石加工厂加工销售。第四节 总平面布置本机械化改造方案充分利用已形成的工业场地，现有的工业场地较为完善，担负矿井中央总供配电、原煤洗选加工、矸石的换装、贮存外运

211、以及机修、坑木的转运加工等主要任务，并肩负其他功能。根据地形特点，兼顾生产、生活、管理及外部运输的合理性等原则布置。见XX煤业有限公司工业广场图第七章 供配电系统第一节 电源和负荷一、供电电源矿井扩建后生产规模为150kt/a，因此矿井供电采用双回路供电。外接电源供电线路一回来至永川供电局大安变电站,以10kV供电，供电线LGJ-70钢芯铝绞线，供电距离5.3km；另一回来自永川隆吉变电站，以10kV供电，供电距离8km，供电线路为LGJ-70钢芯铝绞线。两回路构成矿井双电源供电，其能力满足矿井提升、排水、通风的要求。XX斜井安设一台285kW备用柴油发电机。XX地面安设一台800KW备用柴油

212、发电机。南回风平硐主要通风机和XX斜井水泵采用一回路大吴线供电，二回路采用XX6KV供电，瓦斯抽放泵由主平硐配电所低压侧的两段母线上分别馈出一回路供电。二、电压等级1）地面供电电压等级为10kV、6KV、0.38kV，照明220V。2）井下供电电压等级为6kV、0.66kV、0.38KV，井下采掘设备、绞车、局部通风机电动机等为0.66kV、0.38KV电压供电，手持式电气设备、照明电压等级为127V，+0m水平水泵电压等级为6kV。三、矿井电力负荷统计本次矿井进行机械化改造，地面负荷未发生变化，主要是井下供电负荷发生了变化，因此本次负荷统计只对井下负荷进行统计，地面负荷按现有的保持不变（详见

213、表28-矿井井下负荷统计表）。表28 矿井井下负荷统计表序号负荷名称电压（kV）设备容量（kW）需用系数（kr）功率因素（cos）tg计算负荷全部工作有功（kW）无功（kWh）视在（kVA）一采、掘1煤电钻（半煤巷）0.1271.2429.60.600.800.755.764.327.202局部通风机0.666225.5660.800.900.4852.825.3458.573探水钻0.6644.016.00.400.800.756.44.88.24扒砂机0.66222440.40.800.7517.613.222.3二井下运输刮板机0.6622202200.60.800.7513299166

214、斜坡绞车0.66222220.10.80.752.21.653.87三井下排水1180m水平水泵0.6631601600.70.900.4811294.08141.1220m水平水泵635005000.70.900.48350262.5441四井下提升1一级主暗斜井提升绞车0.661101100.500.800.755541.25702二级主暗斜井提升绞车0.661101100.500.800.755541.25703一级副暗斜井吊挂人车0.6622220.500.800.7511.08.2513.754二级副暗斜井吊挂人车0.6622220.500.800.7511.08.2513.755一

215、级辅助斜井提升绞车0.6675750.300.800.7522.51728.356二级辅助斜井提升绞车0.6645450.300.800.7513.511.2517井下合计2983.61421846.76635.071066.9同时系数0.851207.8719.7539.8907第二节 地面供配电由于地面负荷未发生变化，故地面供电系统不变，但因0水平增加了较多大型设备，需在原系统上增容。即矿井现在主平硐地面工业广场安设的1台S9200/10/0.4变压器供全矿井地面所有设备及照明用电,能满足要求，另有1台S9400/10/6变压器供下井一回路，一台S11-630/10/6变压器供下井二回路，

216、需增安一台S11-1600/10/6变压器供下井三回路至0m水平。南回风平硐主要通风机和XX斜井水泵采用一回路大吴线供电，二回路采用XX6KV供电，瓦斯抽放泵由主平硐配电所低压侧的两段母线上分别馈出一回路供电。1台800kW的柴油发电机作备用，地面供电系统需增容后可满足机械化改造后地面供电要求。其供电设备配置详见地面供电系统图。第三节 井下供配电一、 入井电源及电缆1、入井电源地面配电所馈出一回路6kV电源线路从主平硐入井至370m配电所，同时从地面新配电所馈出二回路6kV电源线路从主平硐入井至180m水平变电所，再从+370m配电所经人车井馈出电源至+180m水平，同时从180m变电所馈出一

217、回路至0m水平变电所，0m水平供电另一回路从新增变压器输出，自主平硐入井，从而构成0m水平双回路供电，入井电缆三回路均选用MYJLV22395矿用交联电缆（利用矿井现有的），两回路使用，一回路备用，供电距离分别为800m、1400m、2000m。2、入井电缆选择1）入井电缆选择按全矿井最大涌水时0m水平、+180m水平分别2台水泵同时运行考虑。工作电流：Ij1320000（1.7326000）127A经济截面：SIj/J127/2.2556.45mm2（J为经济电流密度）设计选择煤矿用铝芯交联聚乙烯绝缘电力电缆，截面积为95mm2。按电压降校核：电压损失u%1.15088MW1.0km0.69

218、4/(MWkm)=0.80%127A，满足要求。矿井现因此从地面配电所馈出两回路6kV电源线路入井，入井电缆三回路均选用MYJLV22395矿用交联电缆（利用矿井现有的），两回路使用，一回路备用，因此矿井现入井高压电缆能满足机械化改造后矿井井下供电的需要，可以继续使用。二、井下供配电1、180m变电所+370变电所和180m变电所主要供一级、二级主暗斜井提升设备和一级、二级副暗斜井架空人车供电。现安装有2台KS9315/6/0.69变压器，1台KS9-200/6/0.69变压器，两台使用，1台备用，能满足要求，可继续使用。2、0m水平变电所此变电所供0m水平所有井下用电设备供电。0m水平水泵采

219、用高压6kV启动。0m水平南、北各设二个采区变电所。0m水平安装1台KBSG315/10/0.69变压器为该井下的动力设备用电南、北采区除局部通风机外负荷为266.55KVA，矿井现在0m水平南、北采区变电所各安装2台KBSG315/10/0.69变压器为该井下的动力设备用电；另各安装1台KBSG50/10/0.69变压器专为局部通风机供电。井下供电详见井下供电系统示意图。第八章 灾害预防及安全技术措施第一节 矿井安全避险“六大”系统根据国家安全监管总局和国家煤矿安监局关于印发煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基本规范（试行）的通知（安监总煤装201133号）、重庆煤矿安全监察局重庆市煤炭工

220、业管理局关于煤矿井下紧急避险系统建设有关问题的通知渝煤监办2012133号，本矿井“六大系统”建设如下：一、矿井安全监控系统在矿调度室内设置计算机监控管理中心，设置矿井安全监测监控系统，设计利用矿井已有的KJ90NA型矿井检测监控系统，该系统由地面中心站、井下监控分站等部分组成。在地面瓦斯抽采泵房、风机房、压风机房以及井下采区工作面，掘进头，运输大巷，回风巷，井下配电室、水泵房、避难硐室等处设置高低浓度甲烷传感器、设备开停传感器、风速传感器、负压传感器、温度传感器、风门开闭传感器、一氧化碳传感器、断电仪/馈电传感器、车载式甲烷断电仪等各类传感器。系统主机实时巡检分站采集数据，对采集到的数据进行

221、判断处理，如有异常可根据设定进行报警、断电控制，并将处理后的数据通过地面局域网发送到各级领导及各部门的多媒体终端。满足机械化改造后矿井地面、井下各生产环节监测监控的要求。矿井达产时，全矿共配备10个监测监控分站，其中：使用大分站2个，备用1个；使用中分站8个，备用1个。各类传感器97个，其中使用83个，备用14个。详见达产时安全监测监控、人员定位系统图。二、人员定位系统矿井安装与KJ90NA监测监控系统相兼容的KJ251A人员定位系统一套，全矿井共设置定位读卡器26个，使用24个，备用2个；识别卡使用318个，使用253个，备用65个。三 紧急避险系统矿井井下建立有2个险难硐室，一个是已建在1

222、80m水平井底车场以北100m,最大空纳人数为90人；避险硐室均通过了上级主管部门的验收,另一个将建在0m水平井底车场附近，设计最大空纳人数为90人的井下固定避险硐室。同时矿井目前配备ZY45型隔离式压缩氧自救器100个，矿井应按最大班次生产时井下工人和井下生产管理人员出勤总人数配备，并考虑10的备用量，共配200个。四 矿井压风自救系统矿井现在地面压风机房安装EAS-150型螺杆式空压机2台和IR110型螺杆式空压机1台，2台工作工作，1台备用，其技术参数均为：额定流量Q20m3/min，额定压力P0.8MPa，电机功率110kW；采区平巷支管路选用1084型无缝钢管；主管选用1504.5无

223、缝钢管。回采工作面两巷选用573.5型无缝钢管能满足要求。五 矿井供水施救系统矿井井下消防、防尘、洒水管路和供水施救系统采用三网合一的管路，由地面和井下水源采用静压供给，地面水池标高427m，水池容量200m3。井下供水施救水源为地面生活水，水源、水质有保障。采用1084.5mm无缝钢管经行人管线暗斜井与井下消防、洒水管网进行连接，作为井下人员供水施救的管网, 满足要求。六 矿井通信联络系统矿井安装HH-4090型矿用程控调度总机1台，容量100门，供生产调度用，井下通过安全栅成为本安型通信。地面的通风机房、低压室、值班室、办公室、会议室等使用该程控交换机的直通供电用户作为调度单机。井下设置K

224、T1017型本安自动按键话机40台作为井下采煤工作面、掘进工作面、上下车场、水泵房、运输大巷、石门、总回风巷、绞车硐室等地点的固定通信，设立醒目的电话标志，并标明调度、救援等重要电话号码，保证畅通。七 管理维护1.矿井应建立安全避险“六大系统”管理制度，设置专门人员进行管理维护。要根据井下采掘系统的变化情况，及时补充完善安全避险“六大系统”。2.矿井安全管理人员、通风工、队长、班组长、当班安全员等应携带便携式检测仪器，对井下有毒有害气体进行随机检测，对风速、风质等进行定期测定，发现和监测监控系统显示数值不一致时，应及时进行调校。3.矿井应加强培训，确保入井人员熟悉各种灾害情况的避灾路线，并能正

225、确使用安全避险设施。4.矿井每年应开展一次安全避险“六大系统”应急演练，并建立应急演练档案。5.矿井每年应将安全避险“六大系统”建设和运行情况，向县级以上安全监管部门进行书面报告。第二节 灾害预防及安全技术措施一、预防瓦斯和煤尘爆炸的措施1、防止瓦斯积聚及瓦斯超限的措施1）落实矿井瓦斯管理制度根据矿井生产情况，按照煤矿安全规程(以下简称规程)有关规定，建立和健全矿井瓦斯管理的有关规定和制度，严格遵守、执行。2）加强通风管理（1）采用机械通风。每个回风井必须保持1台主要通风机运转，另1台主要通风机备用。各主要通风机连续运行不得超过3个月，否则必须倒换检修。每台主要通风机工作风量在任何情况下必须满

226、足矿井安全生产的需要。（2）实行分区通风。通风系统中严禁出现不符合规程的串联通风、扩散通风、采空区通风以及采煤工作面采用局部通风机通风。保证各采掘面都有新鲜风流，在发生瓦斯燃烧或爆炸事故时，减小灾难范围，减少灾难损失。（3）加强掘进通风。掘进巷道应采用局部通风机通风，做好局部通风机管理，局部通风机要安设在新鲜风流中。风筒安装质量符合矿井通风安全质量标准化要求，保持风筒完好，风筒出口至工作面的距离不超过作业规程的规定，防爆崩风筒不少于10m。临时停工的地点不准停风。掘进工作面正常工作的局部通风机必须配备安装同等能力的备用局部通风机，每天应进行一次正常工作的局部通风机与备用局部通风机自动切换试验，

227、试验期间不得影响局部通风，并能自动切换，发现问题立即处理。正常工作的局部通风机必须采用“三专”供电，否则不得开工。一台局部通风机只能供一个掘进工作面，局部通风机管理由安全瓦斯检查员负责，任何人员不得随意停开局部通风机。采、掘供电分开，做好安全供电管理，消除无计划停电、停风，严禁瓦斯超限作业。（4）采掘工作面供风量必须按规程规定配足。各用风地点配风量，必须经过计划并确保各用风地点瓦斯浓度、风速、温度等符合规程规定。进、回风巷道及工作面必须保证2/3以上的断面畅通，确保工作面随时有足够的通风通力。（5）采煤工作面开工前的验收，必须同时对通风、防尘（消防）监测监控、抽采、供水施救、压风自救及消防系统

228、进行验收，确认其质量必须符合标准要求才准开工。（6）及时构建通风设施。井下要及时构建通风设施，并保证质量，定期进行检查和维修，保持完好。通风设施的设置、建造必须合理、可靠，严禁利用风幛作控风设施。合理分配风量，井下所有风门都必须进行有效闭锁。（7）巷道贯通必须事先制订专门措施，待通风设施完善且通风队干、测风员到现场，经检查贯通点前后瓦斯浓度符合规定后，且通风设施可靠，并报矿调度室批准后才能放炮贯通；贯通后，必须及时调整通风系统，防止风流短路、瓦斯积聚和超限。（8）强化对采煤工作面进、回风巷及工作面上、下安全出口的支护管理工作。沿空留巷工作面进、回风巷道有效通风断面不小于设计断面的70%，高度不

229、得低于1.6m，采煤工作面下护巷砂带必须按作业规程规定要求砌筑板块石，以确保采后巷道断面符合规定要求。（9）保证风流通畅。加强巷道检查各维修工作，强化通风系统管理，保持井下采掘工作面、巷道和其他工作地点风流畅通，不得在这些地方堆放杂物，并加强维护，以保证足够的通风断面，确保通风系统稳定可靠。3）严格瓦斯检查，消除瓦斯超限作业和瓦斯积聚（1）瓦斯检查工作必须由专职瓦斯检查员负责，矿井必须配备足够的瓦斯检查人员。（2）严格检查各作业点的瓦斯浓度，严禁瓦斯超限作业，消灭“空班、漏检”和“假检”，每班检查次数，必须符合规定，对瓦斯涌出异常的地点必须加强检查。（3）严格执行“一炮三检制”、“放炮请示汇报

230、制度”和“三人连锁换牌放炮制”，放炮警戒制度，巡回检查和汇报制，瓦斯检查要做到“三对口”，并在指定地点手上交接班。（4）建立建全瓦斯和通风监测监控系统，提高监测监控手段。所有采掘工作面均必须按规定要求装备瓦斯监测报警断电装置，瓦斯报警和断电浓度均降低0.1%执行，并每7天进行调试校正。瓦斯监测仪器、仪表必须保持灵敏可靠，提高抗灾能力。（5）下井的管理人员、采掘机通运队长、安全瓦斯检查员、班组长、爆破工、水泵司机、绞车司机、电车司机、流动电钳工和监测工入井时，必须携带便携式甲烷检测报警仪，安全瓦斯检查员必须携带便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪，并保持完好，并随时检查工作地点瓦斯变化情况

231、。（6）采掘工作面的瓦斯检查范围必须符合规程规定，特别应严格检查工作面放炮墩口内瓦斯浓度，必须每放一手炮检查一次瓦斯浓度，必须在放炮点20m范围内的瓦斯浓度均在1%以下时，才能继续放炮。（7）临时停工地点不得停风，否则，必须编制措施并切断电源，设置栅栏，揭示警标，并要有专人在栅栏处新鲜风流中看守，严禁人员入内。（8）凡停风区瓦斯浓度超过1%或打开盲巷都必须严格按照瓦斯分级管理的规定进行瓦斯排放工作，瓦斯浓度超过3%时必须由公司救消队进行瓦斯排放工作，瓦斯排放工作必须严格按照审批的有针对性的安全技术措施认真执行。（9）对积聚瓦斯必须做到及时处理，对新开口的掘进工作面必须先安装局部通风机通风后，才

232、能开工，严禁采用扩散通风。2、防止引燃瓦斯的措施1）加强检身制度，严禁不穿工作服和携带烟草及点火工具下井，井口房和通风机房附近20m内严禁烟火和使用火炉及电炉取暖。2）严禁带电检修和移动各类电气设备，消灭电气失爆，并严格按规程第444条的规定选用电气设备。3）井下严禁拆开、敲打、撞击矿灯，严禁在井下试发爆器。井下不准存放发爆器，发爆器使用后，必须带出地面交发放室统一保管，非防爆的发爆器严禁使用，放炮母线必须绝缘，并做到随用随挂。井下从事电焊、气焊焊接时必须制定专门的措施，并严格执行报批手续。不准使用喷灯焊接,并遵守规程第223条中的有关规定。4）严格放炮制度，非煤矿安全炸药和不合格、变质、损坏

233、的炸药严禁使用，严禁放糊炮和明火放炮，严禁不检查瓦斯打眼装药放炮，封泥必须符合作业规程规定。每个炮眼必须装填足够的水炮泥，并用炮泥将炮眼剩余部分填满填实，无水炮泥严禁装药放炮，处理溜煤眼堵塞必须严格执行规程的有关规定要求。爆破必须按照爆破说明书进行爆破作业。5）采掘工作面放炮，必须执行采掘工作面回风流中的电气设备停电制度和放炮请示汇报制度。6）在入井井口做好入井轨道以及管道的接地工作，其接地电阻不大于10欧姆。7）矿井必须在入井通讯线上装设熔断器和避雷器。3、防止瓦斯事故扩大的措施为防止瓦斯灾害事故的扩大，设计采取以下措施：1）矿井回风平硐井口设有防爆门，以防止冲击波毁坏风机；2）矿井主要通风

234、机通过反转实现反风，井下各通风构筑物均按反风要求设置，满足井下灾害发生时全矿井反风需要，减少灾害损失；3）加强职工安全知识教育，熟悉井下避灾路线，下井人员佩带隔离式自救器。4）矿井煤尘有爆炸危险性，设计考虑在回采工作面进、回风巷道，煤巷掘进工作面、运输石门、回风石门及主要大巷中设置隔爆水棚来阻止爆炸的传播。二、预防煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出的措施矿井瓦斯等级鉴定结果为高瓦斯矿井，本矿井开采多年，未发现有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出现象，预测本矿井无煤与瓦斯突出危险性。故矿井无需编制防治煤与瓦斯突出的措施。三、粉尘的综合防治1、综合防尘措施1）通风防尘矿井生产中需及时调整和控制各巷道风速，

235、防止因风速过小而不能及时带出空气中的浮尘和风速过大从新扬起落尘。井下主要巷道设计风速应符合煤矿安全规程的规定。2）喷雾洒水降尘矿井建有完善的消防洒水管网系统。主平硐、辅助斜井、主要运输大巷、行人下山、轨道下山、回风下山、采煤工作面进回风巷、掘进巷道、采煤工作面刮板机等地点都敷设防尘、洒水管路，并设置有喷雾洒水和净化风流等降尘设施，对上述易产尘地点进行喷雾降尘。3）水幕净化在各主要进回风大巷、采区进回风巷、采煤工作面进回风巷、的进风巷中均设置有净化风流的水幕，降低粉尘浓度，避免流污染。2、采掘工作面防尘措施1）通风除尘：每个采、掘工作面必须按设计配风供给风量。2）湿式凿岩：掘进工作面采用湿式凿岩

236、，抑制尘源和捕集悬浮矿尘。3）爆破防尘：采用水炮泥进行水封爆破，可取得显著的防尘效果。据统计，水封爆破较泥封爆破工作面的矿尘浓度可降低40%80%；掘进工作面放炮采取高压气喷雾，有效降低爆破产生的粉尘。4）个体防尘：矿井为每位下井工人配备个体防护防尘口罩，井下作业人员必须佩戴防尘口罩。5）洒水降尘：建立井上下防尘供水系统，在采煤工作面运输顺槽、回风顺槽、掘进工作面均铺设洒水管路，进行洒水降尘。6）掘进工作面放炮前必须对工作面30m范围内的巷道周边进行冲洗。7）掘进工作面放炮时必须在距工作面20m左右处安装放炮喷雾装置，水幕应覆盖巷道断面，并在放炮后连续喷雾10min。8）掘进工作面放炮后、装煤

237、（岩）前，必须对距工作面30m范围内的巷道周边和煤（岩）堆洒水；在装煤（岩）过程中，应边装煤（岩）边洒水。9）在采煤工作面和掘进工作面回风巷中安设风流净化水幕，距采煤工作面10m20m，距掘进工作面30m50m，并确保正常使用。3、煤层注水防尘根据地质报告，本矿井可采煤层属极薄煤层，且煤层的底板主要为泥岩、砂质泥岩，顶板主要为粉砂质泥岩，遇水易膨胀。根据煤矿安全规程第一百五十四条规定：围岩有严重吸水膨胀性质、注水后易造成顶板跨塌或底板变形，或者地质情况复杂、顶板破坏严重，注水后影响采煤安全的煤层，可不采取煤层注水防尘措施。故本矿井不考虑煤层注水防尘。四、预防井下火灾的措施。本矿井开采煤层为类自

238、燃煤层，但建矿以来从未发生过煤层自燃现象；矿井必须加强采空区监控工作，可能发生自燃发火的地点主要是各种煤柱，本设计主要采取以下防火措施。1.主要安全技术措施：1）矿井巷道布置有利于防止自然发火。主要进、回风巷道布置在煤层底板岩层中，工作面采用后退式回采，采区煤层巷道均随采随闭。2）井下变电所及消防材料库等机电硐室均布置在围岩坚固稳定的煤层底板岩层中，并采用砌碹或锚喷支护。3）严格井口检查制度，严禁烟火入井。井下严禁吸烟和烤火，严禁明火、明电，建立入井人员检身制度，井下巷道和硐室不许存放煤油、汽油、变压器油等危险的易燃物品。4）严格执行井下放炮的规定和制度，使用煤矿许用炸药和煤矿许用雷管，防爆型

239、放炮器。5）严格执行井下电气设备的选择、安装、使用的规定和制度，消灭电气失爆。6）严禁穿戴不合格的工作服入井，严禁不阻燃的风筒等物品入井。7）井下和井口房内不得从事电焊、气焊和喷灯焊接工作，如果需要焊接，每次必须制定安全措施。8）在井上、下设消防材料库，存放一定数量的防灭火材料（如砖、砂子、水泥、粘土、板材、灭火器、钢丝绳等），以便当井下发生事故时使用。9）矿井建立完善的消防洒水系统。在井下变电所等机电硐室内配备灭火器材。同时加强井下电气设备和高压线网的管理和维护，避免发生短路和绝缘材料破坏漏电而引起的火灾事故。10）木料场，矸石山，炉灰场距离进风井不得小于80m，木料场距离矸石山不得小于50

240、m。11）不得将矸石山或炉灰场设在进风井主导风向上风侧，也不得设在表土10m以内有煤层的地面上和设在有漏风的采空区上方的塌陷范围内。12）进风井口应装设防火铁门（可自制），必须严密且易于关闭，以防止井口和附近地面火灾波及到井下。13）井口房和通风机房附近20m内不设烟火或用火炉取暖。严禁和杜绝一切火源。14）矿井设有地面消防水池和井下消防管路系统，井下各主要巷道中应铺设消防水管，每隔一定距离设置消防水龙头。15）井下绞车房、变电所等机电硐室通道均设防火栅栏两用门，并配有一定数量的灭火器，沙箱或沙袋等灭火装置。16）结合湿式凿岩和防尘洒水，设有矿井消防洒水管路系统，在相关区域设水阀。17）在采掘

241、工作面附近巷道配备一定数量的灭火器材。18）对原有的采空区密闭应建档管理，定期取样分析，掌握气体变化趋势，发现问题及时处理。2.防灭火方法目前常用的防灭火方法主要有灌浆防灭火、氮气防灭火、阻化剂防灭火、凝胶防灭火、泡沫防灭火、均压通风防灭火等。本矿井开采为自燃煤层，开采多年没有发火迹象，工作面配备有灭火装置，加强通风管理，减少漏风。五、预防井下水灾的措施1.根据地质资料，推算0m水平最大涌水量为267m3/h，正常涌水量196m3/h。其他排水点涌水量随着开采深度增加将逐渐减小，矿井安装水泵合理，完全满足矿井排水需要。2.矿井开采前必须将临近矿井的开采历史、现状以及开采的标高、范围等情况摸清楚

242、。同时要严格按照井田边界线开采，杜绝越界开采，以免造成矿井间透水事故的发生。3.对地表季节性水患予以整治，主平硐、明斜井、南、北翼风井周围要砌筑防洪水沟，防止山洪期间往矿井充水。4.井下排水设备应设有专用双回路电源，并定期维护检修，保持运转和备用设备的完好。完善矿井排水系统，确保排水机电设备的完好，经常清理水沟及水仓。5.在掘进工作面或其它地点发现煤岩松软、片帮、来压或钻孔中的水压、水量突然增大，以及有顶钻等异常现象时，必须立即停止掘进，并将人员撤出地面，并立即关闭水闸门等。为做到矿工灾害自救，每个下井人员熟悉水灾发生时的避灾路线。6.严格执行煤矿安全规程中关于井下防治水的规定及要求。在以下情

243、况，必须坚持“有疑必探，先探后掘”的探放水原则，制定必要的安全措施。1）接近水淹或可能积水的井巷、采空区区域相邻煤矿边界时。2）接近断层、褶曲、含水层、导水断层、溶洞、导水陷落柱和地质变化带时。3）打开隔离煤柱放水时。4）接近水文地质复杂区域，并有出水征兆时。5）接近有出水可能的钻孔时。6）接近有水或稀泥的区域时。7）接近其他可能出水地区时。六、矿山救护。根据矿山救护规程（AQ1008-2007）、煤矿安全规程相关规定，所有煤矿必须有矿山救护队为其服务，矿山救护队至服务矿井的距离以行车时间计算不超过30min为限。根据国家安全生产监督管理局和国家煤矿安安全监察局第8号令，煤矿应当制定事故应急救

244、援预案，并按照规定建立矿山救护队，配备救护装备。不具备单独设立矿山救护队条件的煤矿企业，应与就近的矿山救护队签定救护协议或联合建立矿山救护队，否则不得生产。 根据本矿的生产规模和自然条件、灾害种类主要为瓦斯、水、火、顶板等。矿区公路四通八达，与周边邻近的乡、镇均有公路相连，交通极为便利。业主已与相邻矿山救护队签订了救护服务协议，在紧急情况下，救护人员在30分钟之内达不到矿井，因此矿井应建立兼职救护队。矿井灾害严重，除依托于上述矿山救护队以外，矿井还应成立兼职救护队，按照矿山辅助救护小队设置，设1个小队，队员6人。专兼职人员构成如下：队长、维修人员为专职，其余人员为兼职。辅助矿山救护队原则由符合

245、矿山救护队员条件的工人、工程技术人员和干部兼职组成。辅助矿山救护队专职队长及专职仪器装备维修工负责日常工作。辅助矿山救护队直属矿长领导，业务上受矿技术负责人领导。辅助矿山救护队员必须经过48天的救护知识基础培训，经考试合格后方能成为正式辅助矿山救护队员，矿井必须制定事故应急救援预案。第九章 建设工期一、施工准备1、施工准备内容：矿井施工准备是保证矿井建设顺利进行的一项重要工作。由于准备工作的内容较多，且涉及面广、关系复杂，因此应根据矿井的实际情况对各项工作进行统筹安排、综合平衡，以协调各项工作关系，针对薄弱环节，采取有效措施，做到既缩短施工准备期，又能使各项工作做好充分准备，求得最佳效益。1）

246、搜集资料，学习有关技术文件，熟悉设计图纸，弄清设计意图，编制矿井单项工程施工组织设计。2）完成必要的临时工程，并促使永久工程尽早开工，凡有条件的应尽可能利用永久建筑物。3）落实施工所用的三材和其它地方材料。4）按矿井施工准备工作计划，编制劳动力计划，并做好调配、培训工作。2、施工准备进度项目实施前期准备工作多，各单位工程、工序、工种相互交叉，因此应采取统筹安排的方法，紧紧抓住施工准备的关键工程，一环紧扣一环地进行，以缩短准备工期。二、矿井设计的移交标准。矿井移交前必须完成的工作有：1、设计投产时全部井巷工程、设备安装工程。2、全矿井联合试运转报告。三、井巷施工平均成巷进度指标。随着该矿掘进装载

247、机械化改造后，施工机械化水平提高，成巷进度指标的确定参照矿井设计规范，并考虑地质条件的影响。同时结合本地区实际使用经验，矿井施工成巷进度指标为：煤巷：月进150200m；半煤岩巷：月进100150m岩石平巷：月进8011m；岩石斜巷：月进6090m四、井巷主要连锁工程。该矿生产多年，各系统均比较健全，本次机械化改造主要在0m水平进行，重点是：1、回采工作面布置方式改革，改仰伪斜为俯伪斜；2、回采工艺改革，改风镐落煤为放炮落煤；3、采面运输方式改革，改矿车间断运输为刮板运输机连续运输方式，4、装车方式改革，改现在工作面多点装车为采区煤仓集中装车；掘进装载机械化改革，半煤巷、下山掘进由耙斗装车为液

248、压扒砂机装车；改革工程量虽然比较大，但改革后采掘机械化程度有现在不到20%提高到70%；产量提高近一倍。主要工作内容（与水平延深工程同步）为暗斜井、运输大巷、硐室等掘进工程；采掘工作面的设备安装及调试工作。此次机械化改造工程量相对较大，改造工期长，投资较大，但对矿井生产效率有很大的提高，值得推广应用。五、三类工程施工组织的基本原则。施工组织以井巷施工为中心，保证主要联锁节点工程的连续施工和主要贯通工程重点配备，井下多点施工，平行作业，使建设期劳力、物力、财力优化配置，均衡使用，保持相对稳定，千方百计缩短建设工期。要优先安排永久性生产设施和生活设施，尽可能利用永久建筑，力求减少不必要的大型工程，

249、节约投资、缩短建设工期。要认真及时做好设备器材的订货和采购工作，保证按期安装使用，一次试运转成功，确保各阶段节点目标的实现。六、建设工期预计鉴于本次机械化改造工程主要是暗斜井、运输大巷、硐室、采区及回采工作面准备巷道等掘进工程，采掘机械化设备的安装、调试等；工作量较大，移交生产时的机械化升级改造总工期控制在26个月左右，即得到机械化改造工程批复后，26个月之内完成首采工作面42111设备安装、调试工作，继而进行联合试运转。七、对移交生产后遗留工程施工安排的建议，有关加快建井的措施和建议。1.始终抓住主要矛盾及关键线路，尽可能加快主要连锁工程的施工进度，以缩短矿井建设工期。2.合理安排建设空间与

250、时间，按照工程项目之间的逻辑关系，统筹安排工程项目的建设顺序，合理组织工程项目平行交叉作业。3.合理安排施工力量，做到均衡施工。工程开工后，工程建设安排尽可能使工程量、劳力、投资逐步合理增长，稳定和有序地正常施工，避免大起大落，以提高劳动效率与设备利用率。4.矿建及安装工程是矿井建设的关键，矿建工程要为安装创造条件，避免移交前安装时间过于紧张。八、达到设计产量时间。矿井设计生产能力150kt/a，“增量”生产能力60kt/a。矿井设计生产能力建设工期26个月，矿井试运转完成且二采区N42111工作面机械化改造投产验收后，N42111工作面生产能力33.1kt/a。同时布置二采区的N42112工

251、作面和一采区的S 41111和S41112工作面，预计12个月后可以达到设计生产能力。工程开工时间暂定为2016年5月，投产时间为2018年7月，达产时间为2019年8月。第十章 技术经济第一节 劳动定员及劳动生产率一、编制依据及标准1.煤炭工业小型矿井设计规范；2.XX煤业现生产能力90kt/a，经机械化改造后生产能力达到150kt/a ，“增量”生产能力60kt/a。3.矿年工作日为300d，采用“三.八”工作制，二采一准，掘进工作面三班掘进。4.生产出勤人员根据生产需要按岗位配备；管理人员按原煤生产人员7配备；5.原煤生产工人中井下工人占8085，地面工人占1520；服务人员按原煤生产人

252、员在籍人数的5配备；其它人员按原煤生产人员在籍人数的3配备。二、劳动定员矿井劳动定员，按照矿井开拓方式、工作面采煤方法、机械化配备水平、安全管理需要，并结合煤矿建设组织机构设置，采用岗位定员编制配备人员，同时必须符合重庆市关于小煤矿定员的有关要求。为了保证矿井建成后具有较好的经济效益，除需培养和提高生产工人的技术素质外，还应力争将非生产人员降至最低程度，改善劳动组织，最大限度地提高劳动生产率。劳动定员汇总见表29：表29 劳动定员汇总表序号人员类别出勤人数在籍在籍一班二班三班四班合计系数人数l井下工人106106672791.4391其中回采工人484820掘进工人303030运输工人1010

253、6巷道维修工人331井下其他生产工人1515102地面运输工人884201.3263管理人员55313113其中：工程技术人员2214参与计效的原煤生产人员合计(1+2+3)121121753124305服务人员442101.3136其它人员22261.38全矿合计(4+5+6)12712779328451三、矿井全员效率矿井设计生产能力150kt/a，矿井年工作日300天，日产原煤500吨/天。矿井全员效率按照下式计算：矿井全员效率设计年原煤产量（全部原煤生产人员出勤人数设计年工作日）经计算，矿井全员效率1.60吨/工。第二节 设计概算一、建设投资概算1、投资范围 依照XX煤业有限公司机械化

254、升级改造方案说明和图纸，投资范围包括矿井达到设计生产能力150kt/a时的“增量”（60kt/a）所需的的矿建工程、土建工程、设备及工器具购置、安装工程的全部工程费用、工程建设其他费用的投资。2、编制依据：1）依据XX煤业机械化升级改造方案提出的建安工程量和技术特征，设备、器材清册。2）概算定额或指标机电设备安装工程：采用原煤炭工业局煤规字2000第183号颁发的煤炭建设机电安装工程估算指标（99统一基价）。3）费用构成及取费标准：采用中国煤炭建设协会中煤建协字2011第72号文颁发的煤炭建设工程费用定额及造价管理有关规定（修订）中煤炭建设工程费用定额。安装工程费率按照煤规字(2000)第48

255、号文有关规定计取, 并根据实际进行调整。4）工程建设其他费用：采用中国煤炭建设协会中煤建协字2011第72号文颁发的煤炭建设工程费用定额及造价管理有关规定（修订）中煤炭建设其他费用规定。3、项目总投资：机械化改造投资为2294.374万元, 其中机电安装工程374.724万元，井巷工程1919.65万元，工程预备费100万元，总费用2394.374万元，“增量”吨煤建设投资399.06元/t（50%左右为水平延深费用）。详细结果见表机械化改造投资估算表。二、资金筹措及使用计划根据融资情况，本项目建设投资全部由企业自筹解决，自筹资金主要由业主注入资本金、依靠政府优惠政策招商引资、企业参股、职工集

256、资等方式。建设期利息：由于全部资金均为自筹，因此无建设期贷款利息。项目新增建设投资按实施计划投入，新增流动资金按生产负荷逐年投入。三、财务评价该项目结合现矿原煤生产成本约360元/吨（含税），平均销售价为390元/吨（含税）， “增量”生产规模60kt/a的总投资425.74万元，达到新增生产能力服务年限8a推算得：1.单位利润 =390元/吨-360元/吨=30（元/吨）2.年利润=6000030=180(万元）3.矿井剩余服务期总利润=8180=1440(万元)4.投资回收期=总投资年利润+建设工期=2294.374/2/180+0.5=6.9（年)综上所述,根据建设工期安排，项目建设期2

257、6个月,同年为生产期，三年后达到150kt/a的设计生产能力，“增量”生产能力为60kt/a，矿井达到新增生产能力后服务年限8.0a。本项目“增量”总投资约为1147.187万元，“增量”吨煤投资30元/t，项目建成投产后年“增量”净利润为180万元，投资回收期6.9年，投资回收期短，经济效益较好，项目建成投产后对该地区的经济建设和人民生产水平的提高会起到一定的积极作用。因此矿井经过机械化改造建设有较好的盈利能力，在财务上是可行的。机械化改造（与水平延深工程同步）投资总估算表备注：本估算的范围是从筹建到竣工投产验收所需的费用。本估算编制的依据是采用中国煤炭协会各种估算定额的2007统一基价和相

258、关部门制定的估算有关的各种计费标准。序号项目名称总价（万元）1井巷工程1919.652土建工程利用3机电设备及安装工程374.7244安全技措及监测系统工程利用5其它设备及安装工程利用6合计2294.374 井巷工程估算表序号项目名称技术特征单位数量单价(元)总价(万元)备注1全岩巷道光爆锚喷m469935001644.652半煤岩巷道金支（11#矿用工字钢）拱形和梯形m13752000275井巷工程合计60741919.65含部分延深投入机电设备及安装工程估算表 金额单位：万元序号设备名称型号及规格单位数量单价设备金额辅助材料费安装费总价一采掘设备1单体液压支柱（增加）DWX6-10/63根

259、20000.03876762扒砂机P30B台4624243轨轮式装载机ZWY-80/30.75G台21530304刮板运输机SGD-40/22台205.8116116小计246246装置性材料按0.6%，安装费2.6%，其中工资60%1.4766.396采掘设备合计253.872二运输设备10.75t矿车MG0.75-6A辆1500.575752平板车MP1-6A辆40.552.22.23材料车MC1-6A辆40.552.22.24防爆蓄电池机车CTY2.5/6G辆56.532.532.5小计111.9111.9设备运杂费按8%考虑8.952运输设备合计 120.852机电设备安装工程总计37

260、4.724第十一章 煤矿机械化改造效果简评一、机械化改造效果简评1.安全生产方面矿井机械化改造后，掘进装载由人工改造为扒砂机和轨轮装载机装载，可以提高掘进机械化程度，减少工人的劳动强度。随着掘进机械化水平的提升，可以增加矿井生产规模，采煤采用放炮落煤、单体液压支护和机巷使用刮板连续运输后，大幅增加产量，加快回采推进速度，增加采面顶板的支护强度，减少作业人员滞留的时间，顶板管理难度降低，安全保障程度提高，消除安全隐患因素，降低事故发生率，创造有利的安全生产局面。2.提高生产效率方面掘进装载机械化的运用，将大大提高装载速度和掘进速度，确保矿井正常的安全生产接续，生产效率可以得到很大的提升3.减员和

261、降低劳动强度矿井通过实施机械化改造后，随着采掘机械化的运用，劳动强度降低，劳动定员减少，人员配置更趋于合理，降低生产成本。二、存在问题及建议1. 采煤工作面改革较大，放炮、分段走向密集及防治老塘串矸的揹护、回柱放顶将是影响本次升级改造成功的关键。要提前组织人员出去学习培训，培养一批骨干力量。2本次改造的核心是大大提高采掘机械化程度，机电管理和技术工作必须与之相适应。2.煤层夹矸厚度变化较大，影响原煤灰分，建议加强机巷选矸工作，降低因灰分增加而影响原煤售价的程度。3.加强地质基础工作。矿山地质勘查程度虽较高，但还应加强矿井地质工作，不断的提高其对各项开采技术条件的认识，为机械化改造创造条件。矿井

262、在开采过程也要进一步加强地质资料的收集工作，分析掌握地质构造变化情况，准确掌握资源赋存状况，及时修测完善地质资料，以避免采掘部署的盲目性，以降低投资风险。4.加强技术人才的管理。随着机械化开采技术的运用，相关技术人才的需求急剧增加，建议矿方采取引进、代培、自培等方式加强技术人才的管理。附表一 ：XX煤业机械化改造新增设备统计表序号名 称技 术 特 征单位数量重量（kg）备 注单重总重一运输系统1矿车0.75tU型矿车个150新增2平板车MP1-6A个4新增3材料车MC1-6A个4新增4防爆蓄电池机车CTY2.5/6G辆5二采掘设备1轨轮式装载机ZWY-80/30.75G台2新购2扒砂机P30B台4新购3刮板运输机SGD40/22台2010570211400新购