大平煤矿一四井有限责任公司技改项目可行性研究报告 101页

'大平煤矿一四井有限责任公司技改项目一、编制设计的依据1、大平煤矿一四井有限责任公司技改项目设计委托书。2、郑州祥隆地质工程有限公司编制的郑州煤炭工业（集团）大平煤矿14井独立生产系统煤炭资源储量核查报告》。3、郑州大平矿一四井有限责任公司提供的其它文件、图纸和资料。4、《煤矿安全规程》、《煤炭工业设计规范》等法规性文件。二、设计指导思想1、在保证安全生产的前提下，尽量利用现有工程、设备和设施。2、把保证煤矿安全生产放在首位。3、根据煤矿现在实际情况，认真分析矿井的地形和地质资料、煤层及赋存条件和开采技术条件，进行合理有效的技术改造初步设计。4、因地制宜地积极采用先进的科学技术、先进的工艺、先进的设备和行之有效的开采方法。5、严格执行国家和煤炭工业的各项方针、政策、法律、法规。6、以提高矿井经济效益为中心，达到安全可靠、技术合理、投资省和效益好的目的。三、设计的主要特点及主要技术经济指标1、资源特点⑴、煤层：本矿开采二1煤层，煤层稳定，结构简单，不含夹矸或局部含一层黑色泥岩薄层。煤层厚度5.92～8.91m，平均厚度8.20m28 ，倾角平均为14°，保有资源储量225.6万t，可采储量118.59万t，适合放顶煤开采。(2)、瓦斯：本矿属低瓦斯矿井，河南理工大学在本矿主井底车场打两个穿层钻孔，测定二1煤层瓦斯压力为0.1Mpa和0.17Mpa，瓦斯含量X1=0.36m3/t，X2=0.81m3/t，测定结果为两孔位于瓦斯风化带内，故本区为低瓦斯矿井。由于本区煤层厚度较大，可能存在局部瓦斯富集区，在日后生产中仍应加强通风和瓦斯监测工作，确保矿井安全生产。⑶、煤尘：有爆炸危险性。⑷、煤的自燃：属Ⅲ类，不易自燃。⑸、水文地质：水文地质条件简单。由于浅部大平煤矿开采，采用疏干降压方法，二1煤层底板与L7～L8灰岩含水层水位已疏干至-140m标高，故该区矿床水文地质类型为第二类第二型，矿井正常涌水量50m3/h，最大涌水量100m3/h。⑹、煤层顶底板：顶板直接顶为砂质泥岩，直接底板为砂质泥岩或粉砂岩。⑺、煤质：为低灰、特低硫、磷、高熔灰、高发热量之贫煤。2、设计主要特点：⑴、开拓方式：二立一斜综合开拓方式。利用原弋湾煤矿的主立井作为本次技术改造设计的副井，斜井为回风井兼安全出口，新建一主立井提升煤炭，其余井筒报废。28 新建主立井：装备一对1t非标罐笼，担负提煤任务，兼作进风和安全出口。副立井：下料和进风之用。装备一个0.75t非标罐笼。斜井：上、下人员和回风，兼安全出口之用。斜井长90m，垂高38m，设计行人台阶及扶手。⑵、采区巷道布置：本矿属低瓦斯矿井，采区巷道布置在煤层中。⑶、采煤方法：矿井选用走向长壁放顶煤采煤法，支护采用单体液压支柱和π型钢梁，爆破落煤，全部垮落法管理顶板。⑷、村庄压煤问题：地面村庄全部搬迁，故本设计不考虑村庄留煤柱问题，双洎河改道在井田浅部，仍需留设安全煤柱。⑸、全矿井划分为一个上山采区。装备一个采面和二个掘进工作面，保证矿井生产能力达到0.30Mt/a。⑹、通风系统：该矿采用中央分列式通风系统，主立井进风，浅部回风斜井回风。通风机选用FBCDZ-6-№16(B)型，功率2×75kw。⑺、排水：选择MD85-45×4型离心水泵三台，一台工作，一台备用，一台检修，选择Ф133×4mm热轧无缝钢管二趟，排水管路一趟工作，一趟备用，由主立井排至地面。⑻、供电方式：矿井为双回路供电，两路电源均来自平陌10kV变电站。28 ⑼、煤矿安全监控系统：现有一套KJ90型安全监控系统。⑽、本设计尽量利用原有工业场地，仅主立井购地。⑾、设计中充分考虑了环境保护、劳动安全与卫生及节能等。⑿、改造后的全员工效为2.5t/工，投资为4516.73万元，内部收益率48.53%，经济效益明显。四、主要技术经济指标1、设计生产能力：0.30Mt/a2、井巷工程总量：2600.68m/12674m33、矿井万吨掘进指标：46.2m/422.4m34、工业建筑总量：586.5m2/2215m35、全员工效：2.8t/工6、建井工期：8个月7、矿井总投资：4516.73万元8、吨煤投资：150.56元/t28 第一章井田概况及地质特征第一节井田概况一、交通位置本矿区东北距新密市约10km，东北距郑州市约45km，矿区内柏油公路在下庄河与郑（州）——登（封）公路相连，可至新密、郑州、新郑、许昌等地。郑煤集团宋（楼）——大（平）准轨铁路、新（郑）——新（密）地方铁路支线从本矿区中部通过，交通条件较为便利（详见图1-1）。二、地形地貌本矿区地表属半丘陵地形，区内地势北高南低，多梯田，沟坎发育。煤系地层被第四系冲积层所覆盖。地表海拔标高在221.0～236.2m之间，最大相对高差15.2m左右。28 三、水系本矿区地表多为季节性农作物所覆盖，界河从矿区南部边界流过，属季节性河流，雨季地表降雨多顺冲沟、界河流走，汇入南部的双洎河，属淮河水系。四、气象本区属典型的大陆性半干燥气候，夏、秋雨季炎热多雨，冬、春低温干旱，年降水量为416.5～1102.9mm，一般为614.6～765.73mm，降水多集中于七、八、九三个月，约占年降水量的50%。年平均气温14.6℃，元月份最冷，最低气温-3.3～-18.2℃，七月份最热，气温最高可达42～44.6℃。最大冻土深度为20cm。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。本区历史上无大的自然灾害，地震烈度为VI度。五、矿区内工农业生产及主要建筑材料供应情况当地经济以农业为主，主要农作物有小麦、玉米、谷类等，工业主要为煤炭资源开发、水泥、电力、铝土、耐火材料等，建筑材料比较丰富，砖、砂、石、水泥、石灰等可由本地供应，只有钢材、木材需用汽车运至矿区。六、电源、水源及供电系统情况该矿两路供电电源，均来自平陌10kV变电站，分别为平6板和平9板。水源：矿区地处低山丘陵区，水源较为缺乏。据抽水试验资料，在沿双洎河两岸和二1煤层隐伏露头附近的灰岩含水层，富水性较强，水质良好，应是矿井生产、生活用水的首选含水层和开采地段。28 七、区内及周边小煤矿开采情况通过调查，矿区范围内存在4个已报废的小煤矿，周边有3个已报废的小煤矿，共有14个已报废的井筒，老空面积约18万平方米，其具体位置详见开拓方式图。其中，大平矿弋湾井位于矿区的西北部，+160米标高以上，该矿建于1975年，最大生产能力6万吨/年，2003年因发生老空透水事故而关闭。新平煤矿位于矿区的东部，开采标高在+20～+160米之间，该矿建于1994年，最大生产能力6万吨/年，2002年关闭。王超井位于矿区内的东北部，开采标高在+160米之上，该矿建于1984年，最大生产能力6万吨/年，1988年关闭。陈国营井位于矿区内的东南部，开采标高在+60～+160米之间，该矿建于1987年，最大生产能力6万吨/年，1988年因与新平矿水仓透水被淹关闭。军经煤矿位于矿区内的西北部，开采标高在+160米之上，该矿建于1984年，最大生产能力6万吨/年，2003年关闭。高海军井位于矿区内的西北部，开采标高在+160米之上，该矿建于2000年，最大生产能力6万吨/年，2003年关闭。大平煤矿14采区位于矿区的南部，开采标高在+120米以下，该采区1995年结束。第二节矿区地质特征一、地层本区位于新密复向斜北翼东端，为低山丘陵地形。基岩大部为第四系28 覆盖，仅局部有基岩零星出露，据钻孔和生产矿井揭露以及零星露头资料，地层从老至新有奥陶系中统马家沟组（O2m）、石炭系上统本溪组（C2b）、太原组（C2t）、二叠系下统山西组（P1s）、下石盒子组（P1x）、第四系（Q），现简述如下：1、奥陶系本区奥陶系地层为中统马家沟组（O2m）。马家沟组地层为兰灰～深灰色、厚层状石灰岩，致密性脆，顶部为浅灰～灰黄色薄层泥质灰岩，底部具一层角砾状泥质灰岩，据区域资料，厚度约60～80m。与下伏寒武系地层呈平行不整合接触。2、石炭系本区石炭系地层包括上统本溪组（C2b）和太原组（C3t）。①本溪组（C2b）下部为浅灰色含铝质泥岩，局部夹粉砂岩薄层，含黄铁矿结核。上部为浅灰色铝土岩，含褐铁矿结核，本组厚度为7.00m，与下伏奥陶系地层呈平行不整合接触。②太原组（C3t）下界为本溪组铝土岩顶，与本溪组呈连续沉积，上界止于L9石灰岩（或相变为硅质泥岩）顶面。本组地层厚度40.00～90.00m，平均55.00m左右，由一套属于海陆交互相形成的灰岩、泥岩、砂质泥岩、砂岩及煤层组成。按其岩性组合特征，可将太原组分为三段，即：下部灰岩段、中部砂泥岩段及上部灰岩段。a、下部灰岩段：自一1煤底至L5灰岩顶，厚度25.50～42.00m，平均厚28.00m。下部为第一、二、三、四层灰岩和一1至一4煤。L1～L4灰岩分布稳定，常合并为1～2层，平均总厚14.76m28 ，含燧石结核、燧石条带，并富含海百合茎和假希瓦格蜓化石，可作为本组的重要标志层。上部由深灰色泥岩（或相变为中细粒砂岩）和L5灰岩组成。b、中部砂泥岩段：自L5灰岩顶至L7灰岩灰岩底，厚度8.50～18.00m，平均厚13.00m。L8灰岩在井田西北部较稳定，有时沿走向相变为砂质泥岩或泥岩，一6煤也分叉为两条煤线。上部由灰～深灰色中厚层状泥岩、砂质泥岩和一7煤组成，局部夹有鲕状泥岩或中、细粒砂岩，含白云母片及植物化石。c、上部灰岩段：由L7-8、L9三层灰岩和一8煤及泥岩、砂质泥岩组成，厚度7.00～23.00m，平均厚14.00m。下部的L7-8灰岩呈深灰色，致密坚硬，夹燧石条带，层位稳定。L7灰岩较厚，一般为6.77m；L8灰岩较薄，厚约2.59m；两层灰岩间夹一薄层泥岩或一8煤。顶部的L9灰岩极不稳定，沿走向有时相变为厚约0.1～0.2m的薄层菱铁质泥岩，其顶部即为与上覆山西组的分界面。3、二叠系①下统山西组（P1sh）本组又称三煤组，下自山西组顶、上界止于四煤底砂岩，与下伏山西组呈连续沉积，厚62.00～83.00m，平均厚编约68.00m。本组地层底部的砂锅窑砂岩，厚10.00m左右，为灰白色中粒砂岩（顶部为细砂岩），成份以石英为主，硅质胶结，分选好，底部常含砾石，距二1煤层约70.00m，是地层、煤层对比的重要标志层之一，也是勘探过程中预见二1煤层的良好标志层；中部有一层紫色及灰色斑块状含菱铁质豆状或鲕状铝质泥岩，俗称“大紫泥岩”，在郑州矿区以米村井田较为发育，也称为“米村泥岩”，厚约14.60m，距二1煤层约85.00m，层位稳定，特征明显，是预见二1煤的主要标志层之一。28 ②下统下石盒子组（P1x）下起砂锅窑砂岩底面，上至田家沟砂岩底面，两极厚214.13～368.02m。本区残余厚度130.0m。包括三煤组和部分四煤组地层，主要由浅灰～灰绿色砂岩、粉砂岩、紫班泥岩以及深灰色泥岩组成，偶夹薄煤层或煤线。本组与下伏地层呈整合接触。③第四系岩层为土黄色、灰黄色耕植土，下部为粉砂质粘土，厚0～23.10m，一般10m左右。以角度不整合覆盖于上述各系统地层之上。二、构造本矿区位于新密煤田大平井田东部边缘，从煤层底板等高线图及矿区地质剖面图上可以看出，本矿区是一个向南倾的单斜构造，地层走向100°，倾向近190°，倾角9～20°。区内无断层。由以上资料可知，本矿区地质构造简单。三、煤层特征1、含煤岩组和含煤性本区含煤岩系为石炭～二叠系。含煤岩组由老至新依次为石炭系上统太原组、二叠系下统山西组和部分下石盒子组。依岩性和含煤性不同划分为九个煤（组）段。太原组习惯上称一煤段，山西组习惯上称二煤段，下石盒子组包括三、四、五、六计4个煤段。含煤地层残存总厚300m，含煤16层，煤层总厚19.30m，含煤系数6.40%。可采煤层总厚18.89m，可采含煤系数6.29%。赋存于山西组下部的二1煤层位稳定，厚度较大，全部可采；一1煤层位稳定，属局部可采；其余煤层均不可采。①石炭系上统太原组（一煤段）28 一煤段含煤性较好，一般每层石灰岩之下都发育一层煤，共含煤8层（一1～一8），常见4～6层，其中赋存于下部石灰岩段底部的一1煤层比较发育，局部可采煤层。其它煤层均不可采。②二叠系下统山西组（二煤段）二煤段含煤性最好，为本区主要含煤岩段，下部含煤1层，称为二1煤层，是本矿的开采对象。二煤段共含煤3～6层。其中二1煤赋存于山西组底部大占砂岩之下，属稳定可采煤层；二3、二4、二5、二6等四层偶尔见到，均不可采。③二叠系下统下石盒子组下石盒子组包括三、四、五、六计4个煤段。三煤段下部与中上部含三1、三3、三4等三层煤，均属不可采煤层。四煤段中部含四2、四3、四4三层煤，均属不可采煤层。五煤段、六煤段本区残缺不全。2、可采煤层二1煤层为本区的可采煤层，其它煤层均不可采或偶尔可采煤层。现将可采煤层详述如下：二1煤层全区可采，位于山西组下部大占砂岩之下，上距砂锅窑砂岩60m，下距太原组石灰岩顶界或菱铁质泥岩顶界8.92m。煤层产状为走向100°，倾向近190°，平均倾角14°。本区二1煤层全区发育，结构简单，层位稳定，原煤最厚8.91m，最薄5.92m，平均厚8.20m。二1煤层埋深约50～160m，煤底标高约+60～+190m之间。综合评价本区二1煤层应属稳定煤层。3、煤质本矿位于大平井田范围内，因此煤质资料引用大平矿二128 煤层煤质资料，煤质特征简述如下：①煤的物理性质二1煤为灰黑～黑色，条痕色为灰至棕黑色，多为松散粉末状，少为块状，局部受滑动构造的影响呈鳞片状，具有不清晰的条带或均一状结构，半亮～全亮型，玻璃、油脂光泽，参差状及不规则断口，节理发育。煤易燃、微烟。无膨胀现象，硬度小、性脆、易碎。二1煤层视密度平均值为1.45t/m3，真密度平均值为1.54t/m3。据大平煤矿样品镜下鉴定：二1煤层煤岩组分，以镜质组为主，占86.87%，丝炭化物质次之，占1.54%，矿物质更次。按镜质组所占比例，二1煤显微煤岩类型为半亮型煤。②煤的化学性质和工艺性能主要煤质化验指标：二1煤层煤质化验综合成果汇总表类别Mad(%)Aad(%)Vdaf(%)Qnet,d(MJ/Kg)Std(%)原煤0.8611.0513.1328.270.32浮煤1.516.5911.6730.490.35由以上可知本矿二1煤层属低中灰、特低硫煤。主要工艺性能：根据大平煤矿对二1煤层胶质层和干埚粘结性测定，不具结焦性，主要指标见下表。类别干埚粘结性最终收缩度胶质层最大厚度牌号最小-最大/一般(X)mm（Y）mm原煤1-3/218-80贫煤浮煤1-3/213-80贫煤28 元素组分：详见下表：Cdaf(%)Hdaf(%)Ndaf(%)(Q+S)daf备注89.354.111.664.88③煤类及煤的工业用途根据大平煤矿煤层煤质提标，按照“中国煤炭分类标准（GB5751-86）”，二1煤为中灰、特低硫、特高发热量之贫煤。可作为动力用煤和民用型煤，也可考虑作高炉喷吹用煤。四、矿床开采技术条件（一）水文地质区内主要含水层有奥陶系石灰岩含水层、石炭系上统太原组下段石灰岩含水层、石炭系上统太原组上段石灰岩含水层、二叠系山西组二1煤顶板砂岩含水层、第四系冲积层含水层。1、奥陶系石灰岩含水层主要是指奥陶系中统马家沟（O2m）组地层，岩性主要由深灰色厚层状石灰岩和角砾状石灰岩组成。据区域资料，该含水层一般60～85m。岩溶裂隙较发育，富水性和导水性较强，但含水不均匀，为基岩岩溶裂隙承压含水层。据邻区钻孔抽水资料，静水位标高176.0m，单位涌水量q=0.0014L/s.m，渗透系数K=0.00222m/d，水化学类型为HCO3-Ca型。由于矿井长期疏放及周围工业用水的开采，水位标高有所下降，目前郑煤集团大平煤矿观测水位标高为+161m。2、太原组下段石灰岩含水层一般由L1～L4石灰岩组成，其中L1和L4石灰岩相对稳定，分布连续，含岩溶裂隙承压水，含水不均，富水性、导水性较强。钻孔揭露厚18～20m。据区域钻孔抽、放水资料，静水位标高177.4m28 ，单位涌水量q=0.1062～3.019L/s.m，渗透系数水化学类型为HCO3-Ca·Mg型，PH值7.2～7.3。为二1煤层底板间接充水含水层。3、太原组上段石灰岩含水层由L7-L8两层灰岩组成。岩性为深灰色含生物屑泥晶灰岩，含燧石团块，具裂隙和溶蚀现象，含岩溶裂隙承压水，含水不均，富水性、导水性较强。钻孔揭露厚7～14.02m，平均10.83m。据区域钻孔抽水资料，单位涌水量q=0.0075～0.972L/s.m，涌透系数K=0.895m/d，水化学类型为HCO3-Ca·Mg型。该含水层为二1煤层底板直接充水含水层，由于深部受郑煤集团大平煤矿开采是采用疏干降压的方法，郑煤集团大平煤矿对L7-L8灰岩含水层水位已疏干至-140m标高，故L7-L8石灰岩含水层对本矿的开采无影响。4、二1煤层顶板砂岩含水层二1煤层直接顶板多为砂质泥岩，而老顶多为浅灰、灰白色中～粗粒长石英砂岩，厚3.95～12.50m，平均6.18m，含孔隙裂隙承压水，含水、富水性弱，透水性差。据生产矿井调查资料表明该含水层富水性普遍较弱，矿井充水形式以淋水、渗水为主，矿井涌水量多在5～20m3/h。据生产矿井资料，其静水位标高随矿井的开采在下降，目前已达-300m水平。抽水试验资料为：单位涌水量q=0.00026L/s.m，渗透系数K=0.0008m/d,水化学类型为HCO3-（K+Na）·Ca型，水温16℃,矿化度1.87g/L，PH值6.57。该含水层为二1煤层顶板直接充水含水层，但其含水、富水性弱，透水性差，对开采二1煤层影响不大。5、第四系冲积层含水层28 本区煤层埋藏相对较浅，第四系冲积层含水层受地表水补给，常以井筒（包括废井井筒）淋水形式和开采后的顶板裂隙水形式进入矿井，是矿井的主要充水水源。（二）主要隔水层1、本溪组隔水层由鲕状铝土层和铝土质泥岩组成，沉积连续，层位稳定，厚度平均7.00m。岩石致密，节理、裂隙不发育。正常情况下，可阻隔寒武系石灰岩水和太原组下段石灰岩水的联系，但遇厚度较薄地段或采动、构造破坏严重时，隔水能力将会降低，甚至不起隔水作用。2、太原组中段隔水层系指L4和L6石灰岩之间的泥岩、砂质泥岩和细粒砂岩，平均厚度13.00m。全区分布，层位稳定。正常情况下，可阻隔太原组上、下段石灰岩水的联系。3、二1煤层底板隔水层该层赋存于太原组上段石灰岩与二1煤层之间。岩性主要为泥岩、砂质泥岩。平均厚度10.52m。正常情况下，可阻止太原组上段石灰岩水进入二1煤矿床，但遇厚度较薄地段或受构造破坏较严重时，隔水能力将会降低，甚至不起隔不作用。（三）生产矿井水文地质特征大平煤矿14井独立生产系统开采范围沿走向长约620m，倾向长约274～500m。最大开采标高为+60m。矿床涌水以顶板砂岩水为主和采空区老空水。（四）矿床充水因素分析1、大气降水28 雨季降水通过地面裂隙、河床下渗、井筒淋水进入地下，补给矿床，为矿床充水的主要水源。2、地表水界河从本区南部边界流过，主要是雨季降水和周围矿井排水废水，大平矿在2004年曾对河床进行铺底。虽然对其进行了改道治理，但是采煤造成的埸陷，会使河道在雨季形成积水，对矿井有一定影响。调查中还发现本区报废井筒较多，还有2个井筒未充填，有的已充填但存在充填不实现象，雨季地表水可能从低洼的报废井筒向矿井渗水。区内报废井筒、废巷、采空区较多，埋藏相对较浅，报废井筒、废巷、采空区长期接受地表水补给，预计积存有一定老空水，对二1煤开采将造成直接影响。双洎河采用采弯取直方法由井田南部改道北部，开挖河道825.24m，过水断面31.38～33.52m2，过水量169.36m3/s。防洪标准由10年一遇提高到一百年一遇。（设计过水量依据郑煤集团地测处提供）河道断面设计有详细的计算，为地面防洪提供了保证。3、二1煤层顶板砂岩裂隙承压水该层厚度大，裂隙发育，但富水性差，径流慢，接受补给水源不足，一般水量不大，是开采二1煤层疏排对象。4、二1煤层底板岩溶裂隙承压水奥灰水：为底板承压水，只要无大断裂构造导通，对二1煤层开采影响不大。L1-3灰岩水：和下部的奥陶系灰岩水水力联系密切，同样为底板承压水，只要无大断裂构造导通，对二1煤层开采影响不大。L7-8灰岩水：大平煤矿对L7-L8灰岩含水层水位已疏干至-140m标高，故L7-L8石灰岩含水层对本矿的开采无影响。5、老空水调查28 由于矿区内小井的多年开采，对煤层顶底板水有疏放作用，但是由于该采区存在多个报废井筒和多处采空区，且采空区相连，因此，很难查清具体的老空区位置，因此矿区北部及西部老空区的老空水对该矿的生产有一定的影响。此次采用地表物探的手段进行了探测，基本查清了老空区的范围，对该矿生产有影响的采空区大致分为三块，西北部的弋湾矿采空区、东北部的王超井采空区及新平矿采空区，总充水面积6万平方米，采高约8m，充水系数取0.15，则储水量预计7.2万立方，其中新平矿采空区储水量占60%。大平煤矿14采区老空区由于开采标高在+120米以下，该采区的老空水直接通过大平煤矿排出，对我矿无影响。（五）矿床水文地质类型本矿二1煤层直接充水含水层为顶板砂岩裂隙水和局部的老空区渗水。因此将本矿二1煤层水文地质类型定为第二类第二型，即以顶板砂岩裂隙水为主的、水文地质条件中等的充水矿床。（六）矿井涌水量预测矿井涌水量预算采用比拟法较为适宜。由于郑煤大平煤矿在深部开采已达-140m水平，对底板含水层有疏放作用，因此本矿区开采二1煤层，主要考虑顶板裂隙水、老空水和开采面积的影响。矿井涌水量预计为：Q正常≈50m3/h矿井最大涌水量取正常涌水量的2.0倍，则Q最大≈100m3/h（七）工程地质1、二1煤层顶底板工程地质特征据钻孔及生产资料，二1煤层仅局部具伪顶泥岩或炭质泥岩，厚约28 0.30m，生产中随采随落，直接顶板为砂质泥岩，厚2～3m，老顶为中～细粒砂岩，厚10m左右。二1煤层底板无伪底，直接底板为砂质泥岩或粉砂岩，厚2.31～8.82m。2、二1煤层顶底板工程地质条件评价矿区内以往未做岩石物理力学性质试验工作，据区域资料，在自然状态下，其抗压强度如下表：表4-1抗压强度（Mpa）泥岩砂质泥岩粉砂岩细粒砂岩中粒砂岩两极值24-3250-7462-8571-12388-185一般值28627497112从上表可以看出，本区各类岩石的抗压强度相对比较大，一般情况下，煤层顶、底板岩石稳定性好，开采时无不良工程地质现象，根据生产水平及顶、底板岩性组合物征，其顶、底板均应属Ⅱ类顶、底板，一般情况下，易于管理，偶而可出现冒顶、片帮、掉块和底鼓等不良工程地质现象，生产中应采取一定的防范措施，加强煤层顶、底板的观察、维护与管理工作。（八）环境地质1、煤层瓦斯由于该区埋藏相对较浅，围岩封闭条件差，瓦斯已被部分释放。2007年12月，河南理工大学在该矿主井底车场打穿层孔对二1煤层测定了两个钻孔的瓦斯压力和瓦斯含量，测定值分别为P1=0.1Mpa，P2=0.17Mpa，X1=0.36m3/t，X2=0.81m3/t，测定报告结论为，测点位于瓦斯风化带内。故本矿为低瓦斯矿井，但由于本区煤层厚度大，可能存在局部瓦斯富集区。2、煤尘及煤的自燃本矿二1煤层为粉末状，开采时会产生大量煤尘，据大平矿资料，煤尘具有爆炸性。开采时要注意洒水防尘。28 本矿二1煤层含硫量低，自燃发火期为2～6个月，属Ⅲ类不易自燃煤层，但如果采煤方法处理不当，也会造成煤的自燃，在今后矿井生产中，应加强通风和采空区管理，防止煤层自燃。3、地温、地压无异常。4、地震据河南省地震局资料，登封市及邻近地区近期未发生过大的破坏性地震。历史上有记载的较大地震有6次均波及本区，并造成较大损失。七十年代中期曾发生过3次2.5级以上有感地震，未造成损失。该矿在生产过程中产生的矿井水由各巷道水沟排入井底水仓，经一次沉淀后，由井下中央泵房入平地沉淀池进行二次沉淀处理，处理后的矿井水一部分自用作煤场防尘用水，一部分作为附近农村的灌灌用水，剩余部分顺冲沟流走。根据国家质量技术监督局发布的《中国地震动参数区划图》（GB18306-2001），登封市及其附近地区的地震动峰值加速度g值为0.05，对应的地震基本设防烈度值为Ⅵ度。5、地质灾害区内由于采矿生产所造成的不良环境地质现象，即生产地质灾害主要表现为地裂缝、地表沉陷和煤（粉）尘大气污染。本矿煤矿床埋藏较浅，煤层较厚，井巷回采落顶后，可在地表形成地裂缝和沉陷凹地。地表沉陷是矿井采掘生产过程中引起的较大的环境地质问题，它不仅破坏道路、房屋等地表建筑和设施，而且破坏农田、积滞洪水或地表水回灌矿坑；煤（粉）尘大气污染，主要是煤场、矸石山、采石厂和运输通道附近的煤尘扬尘，以及工业锅炉排放的烟尘污染。28 地表沉陷和煤尘大气污染破坏了生态环境和加大了煤矿经营成本，故在生产过程中，在地表沉陷区应开挖排洪渠道、及时回填塌陷凹地和地裂缝及其它防、排水设（措）施。对于煤尘大气污染应进行洒水压尘，植树造林等综合治理，以改善人居的生活环境质量。在矿井开采结束后，应尽快复耕，恢复生态面貌，以保护紧缺的耕地资源。（九）对矿区地质资料评价大平煤矿一四井有限公司位于郑煤集团大平矿14采区，原为大平矿弋湾井开采。浅部煤层露头附近为地方小井开采，在地方小井和弋湾井关闭后，该区残余的工业广场煤柱、地方铁路煤柱、及界河村村庄煤柱，为该矿井的主要开采对象。由于报废小井的开采，存在大量的采空区，对矿井的安全生产构成了一定的隐患，为此该矿对矿区范围内及周边小井的老空情况、老空水的分布情况进行了详细的调查。本区地表属半丘陵地形，区内地势北高南低，地表标高在221.0～236.2m之间，最大相对高差15.2m左右，由于矿井开采，地形有较大的变动。界河从矿区南部边界流过，属季节性河流，雨季地表降雨多顺冲沟、界河流走，汇入南部的双洎河，属淮河水系。该矿主要开采郑煤集团大平矿14采区残煤。本区经过多年的开采，瓦斯已释放，为低瓦斯区。矿方对该区内及周边小井的老空情况、老空水的分布、积水大小进行了较详细的调查，资料是可靠的。为该矿井下开拓、开采和安全生产提供了依据。只要严格执行煤矿安全规程和水文地质规程，该矿安全生产是有保证的。28 第二章井田开拓第一节井田境界及储量一、井田境界本矿区位于新密市城区西南约10km处，属新密市平陌镇管辖。矿区地理坐标为东经113°17′20″—113°17′44″，北纬34°26′57″—34°27′13″。矿区东西长0.62km，南北宽0.274～0.50km，面积0.2582km2。矿区范围由下述8个拐点坐标依次连线圈定，限采山西组下部的二1煤层，各点坐标值见表2-1-1。表2-1-1郑州煤炭工业(集团)大平煤矿14区独立生产系统矿区范围拐点坐标二1煤层范围拐点号纬距X经距Y13814290384346602381429038435280338137863843528043813786384350205381387738435015638139103843481073813990384348008381401638434660批准开采深度为二1煤层底板+60m—+190m标高。本矿区东北距新密市约10km，东北距郑州市约45km，矿区内柏油马路在下庄河与郑(州)—登(封)公路相接，可至新密、郑州、新郑、许昌等地，郑煤集团宋(楼)—大(平)铁路、新(郑)—(新)密地方铁路支线从本矿区中部通过，交通条件较为便利（详见图2-1-1）。28 图2-1-1交通位置图二、井田储量本次估算二1煤层资源储量306.3万吨，其中动用80.7万吨，保有225.6万吨。资源储量类型全部为（111b）。详见表2-1-2表2-1-2二1煤层资源储量估算表块段号平面积(m2)倾角(°)平均厚度(m)视密度(t/m3)动用(万吨)保有(万吨)总资源储量(万吨)1-111b2924098.551.4536.336.32-111b968097.971.4511.211.23-111b3020148.101.453.53.54-111b13960147.801.4515.815.85-111b6680147.641.457.47.46-111b5520148.101.456.56.57-111b7944098.221.4594.794.78-111b110660148.161.45130.9130.925820080.7225.6306.3矿井保有地质资源储量：306.3万吨矿井保有工业资源储量：306.3-80.7=225.6万吨28 矿井设计利用储量：225.6-41.75(水渠和桥煤柱)-13.58(边界)-12.15(工广)=158.12万吨矿井开采损失储量：158.12×0.25=39.53万吨矿井可采储量：158.12-39.53=118.59万吨矿井服务年限：118.59÷30×1.3=3.04（年）矿井可采储量汇总表单位：万t表2-1-3煤煤保有地质资源储量保有工业资源储量各类煤柱损失开采损失可采储量边界工广水渠桥涵小计二1煤层306.3225.613.5812.1541.7567.4839.53118.59三、保护煤柱1、村庄煤柱：地面村庄不多，井田范围较小，二1煤储量有限，村庄不搬迁就无法开采，故矿方与地方协商决定村庄搬迁不留保护煤柱。2、井田边界保护煤柱，按20m留设。3、为合理开发煤炭资源，矿方将穿过井田南部的双洎河改道，新双洎河由新平桥向西穿过井田北部，新双洎河煤柱由河道中心线沿煤层倾斜方向上、下各50m。4、窄轨铁路不留煤柱。矿方与地方铁路管理部门签有协议。5、新平铁路桥留设有保护煤柱。见开拓方式平面图。6、地面建筑物根据矿方提供的地表移动观测资料留设煤柱：表土移动角φ=45°，下山方向β=70°，上山方向r=63°，走向δ=70°。28 第二节矿井设计生产能力及服务年限一、矿井工作制度矿井年工作日为330天，每天三班作业，一班准备，两班出煤，每天净提升时间为16小时。二、矿井设计生产能力及服务年限1、矿井设计生产能力的确定根据该矿资源储量，并征求矿方意见，确定矿井技术改造初步设计生产能力为0.30Mt/a。2、矿井服务年限该矿可采储量为118.59万t，采用1.3的储量备用系数，矿井服务年限为：3.04a。第三节井田开拓一、矿井建设情况该矿为大平煤矿14区独立生产系统，是利用原弋湾煤矿主井作为本次技改矿井的副井，原斜风井作为技改矿井的回风井，并在深部新打一主立井，以上工程基本完成，使矿井成为二立一斜的综合开拓方式。由于双洎河改道，浅部留设煤柱后，无煤可采，矿井开拓向深部发展。二、开拓方式该矿开采二1煤28 层，浅部煤层已基本采完，其开拓方案主要考虑深部的开采问题。本区位于新密煤田大平井田东部边缘，从煤层底板等高线图和矿区地质剖面图上可以看出，本区是一个向南倾的单斜构造，地层走向100°，倾向190°，倾角9～20°，浅部平缓，深部较大，区内无断层，地质构造简单。其走向长0.62km，倾向宽0.274～0.5km，面积0.2582km2。根据井田煤炭资源、地质条件、国家现行政策及矿方意见，对矿井技术改造提出两个方案进行比较。（一）方案I改造原副井为混合井，保留原有斜风井的方案。将原有副井φ3.2m扩大为φ4.6m，改造为混合井。承担提煤、提物、下料及进风和兼作安全出口。安设双筒1.6m绞车和1t非标罐笼。斜风井作为矿井上下人员、回风和安全出口。主要优点：1、充分利用现有工业场地。2、充分利用现有井巷工程，井巷工程量省。3、工广煤柱和水渠煤柱结合在一起留设，压煤少。4、技术改造投资少。主要缺点：工业广场不能扩大，广场南面是新改道的双洎河和槐下公路，其他几面是居民区和阶台高地。因此，副井改造成混合井提升后，必须增加储煤场，若不能扩大储煤场，此方案就无法实现。同时，全矿井为下山开采。（二）方案II在井田南部边界新打主井，保留副井和斜风井方案。在深部新打φ28 4.6m主井，承担提煤、进风、兼作下大设备、矸石及安全出口任务。两个方案井下生产系统相同。主要优点：在深部新打主井，将主提升系统与辅助提升系统分开，解决了方案一中不能增加储煤场的困难。主要缺点：1、新打主井，井深130m，井巷工程量比方案一大，投资多。2、新打主井，重新建一个工业场地，压煤比方案一多12.15万吨。3、地面需新建一套生产系统。4、技改投资大，初步估算需多投资240.5万元。经过以上两个方案比较（详见表2-3-1），方案I技改基建投资低、建井工期短、占压煤少，优点明显。但地面工业广场无法增加储煤场，方案I无法实现。经征求矿方意见，技术改造初步设计推荐方案II。即在深部新打主井，保留原副井和斜井的方案。新打φ4.6m主井，安设双筒1.6m绞车，装备1t非标罐笼，金属梯子间及钢丝绳罐道，承担提煤、进风和兼作下大设备、矸石及安全出口任务。保留原副井，用作下料，兼作部分进风。保留原斜风井，用作上下人员和回风及安全出口。故井田开拓采用两立井和一斜井混合开拓方式。三、水平划分该矿原有副井，井筒落底标高+175m，建有水仓和泵房。新打主井，井筒落底标高+103m，建有井底车场、变电所、泵房和水仓。浅部水量不大，主井底泵房、水仓建成后，浅部排水系统报废。故开采水平为+103m。矿井采用两立井一斜井混合开拓单水平上山开采的开拓方式。28 四、井底车场及主要巷道布置该矿主井井筒落底在二1煤层底板上，开采水平标高为+103m。按此水平标高沿二1煤层底板作东西大巷，沿煤层绕底板布置环形井底车场。水平大巷布置在二1煤层沿底板送巷，采用U25可缩支架，抗压性能好。车场内建有变电所、水泵房和水仓，变电所和泵房采用砼支护，水仓布置在煤层内，采用11#矿工钢梯形棚支护。五、采区划分及开采顺序该矿井田范围较小，走向长约600多米，倾斜宽约500m。采用单一水平上山开采。各种保护煤柱留设后，井田内采区划分只能布置一个中央采区。即11采区。采区为双翼采区，中间布置有一对采区上山，沿上山两侧可布置5个回采工作面。即左侧为14011和14031工作面，右侧为14021、14041和14061工作面。开采顺序为14011→14021→14031→14041→14061。28 表2-3-1开拓方案技术经济比较表比较项目方案1：改造原副井、保留原斜风井方案2：井田深部新开一立井，保留原副井、斜风井方案井巷工程井筒扩大(φ3.2m-φ4.6m)60m36万元新开立井φ4.6m，H=130m，130万元井下巷道工程量相同工程量相同地面工程工业场地已有新购5.5亩公路相同已有购地已有5.5亩16.5万元建（构）筑物已有1000㎡50万元设备与设施提升系统相同相同井筒装备相同相同地面设施相同相同供电系统已有新增变电所一座，架线0.5km等80万元煤柱工业场地已有12.15万t合计36万元压煤12.15万t276.5万元28 第四节井筒一、井筒布置及装备1、主井主井筒直径φ4.6m，井深130m，装备一对非标1t罐笼，绳罐道，金属简易梯子间。净断面16.6m2，用作提煤、进风，兼作下大设备和安全出口。承担建井期间矸石提升。2、副井副井筒直径φ3.2m，井深60m，砼支护，井筒内装备一个0.75t非标罐笼，钢丝绳罐道，净断面8.04m2，用作下料及进风之用。生产期间极少矸石由主井提出，副井不提矸石。3、斜井斜长90m，采用半园拱砼支护，净断面5.8m2，倾角25°，用作上、下人员、矿井回风和安全出口。以上三个井筒，副井和斜井均为原有井筒，深部新打主井，是矿井开拓的主要工程。井筒特征详见表2-4-1。井筒特征表表2-4-1序号名称单位主井副井回风斜井1井口坐标Xm3813910.8913814205.6063814191.5Ym38434964.41438435020.836384349812井口标高+233.95+235.5+232.53提升方位角度2658753 4井筒直径mφ4.6φ3.25井筒倾角度9090256井筒深度m13060907井底标高m+103+1758井筒断面净m216．68．04掘进m222．0511．39支护材料砼砌碹砼半园拱砼支护厚度mm35030035010井筒装备一对非标1t罐笼，钢丝绳罐道，金属梯子间。一个非标0.75t罐笼，钢丝绳罐道。二、井壁结构副井和斜回风井均为已有井巷工程，素砼支护回风斜井井壁厚度为350mm，副井井壁厚度为350mm。主井井壁采用素砼支护，井壁厚度为350mm。第五节井底车场及硐室一、井底车场形式井底车场采用环形绕道式车场。布置在二1煤层内，车场巷道采用11#矿工棚支护。车场内采用人工推车，车场轨道坡度近似水平（见图2-5-1井底车场平面图）以便空重车出进罐笼。二、空重车线长度的确定在主井井底连接段两侧，双轨重车线长17m，双轨空车线长15m。井底车场线路总长148m，除主井井底连接段为双轨线路外，其他为单轨线路。三、井底车场硐室及布置1、主变电所53 长度为20m，净断面9.0㎡，和主水泵房联合布置，采用U25型钢支护。并用防火栅栏两用门隔开。2、主水泵房及水仓主水泵房长度为20m，净断面9.0㎡，采用U25型钢支护。主水泵房和主变电所的底板标高应高于硐室通道与车场连接处的底板0.5m。内外水仓总长度为约164m，净断面为6.3㎡，采用U25型钢支护，矿井正常涌水量为50m3/h，其有效容量能容纳8h的正常涌水量。3、采区轨道上山下车场其它硐室采区轨道上山下车场与井底车场联合布置，内设消防材料库、等。4、井底煤仓及容量井底煤仓采用园形直仓，净经φ2.5m，仓高12m，采用砼支护，有效容量58m3，可满足0.30Mt/a生产能力要求。53 第三章大巷运输及设备第一节运输方式的选择一、原煤运输二1煤层赋存稳定，属厚煤层，倾角较小，采用放顶煤采煤法，工作面采用机械运输。原煤运输从工作面下顺槽、采区运输机上山、上仓运输巷进入井底煤仓，均采用刮板运输机运输。因井田走向短，只布置有一个中央采区，故矿井不设大巷机械运输。原煤通过井底煤仓在井底车场装车后，经人工推车进入罐笼，由主井提升至地面。二、辅助运输矿井下物下料，由副井承担。通过+175m水平车场和采区轨道上山进入使用地点，建井期间的矸石由主井提至地面，生产期间，井下不作岩石工程，少量矸石不升井。第二节矿车一、矿车选型本矿设计生产能力0.30Mt/a，属技术改造矿井。因主井采用罐笼提升，故矿车为主要运输设备。主井提升容器采用1t非标罐笼，副井提升容器采用0.75t非标罐笼，因此，主、副井使用的矿车要分别选型。主井选用1t非标矿车；副井选用0.75t非标矿车。二、矿车数量根据矿井实际情况，出矸量极少，使用矿车的地点不多，按照排列法计算，矿井达到年产量时各类矿车配备数量见表3-2-1。53 表3-2-1矿车数量及特征表序号矿车名称型号数量（辆）轨距（mm）轴距（mm）外形尺寸(mm)自重(kg)长宽高11t非标矿车非标266005502000880120050020.75t非标矿车非标356005501600880115035030.75t材料车非标106005501600880115035040.75t平板车非标560055016008804103505斜井人车XRC15-6/6260032004970103514743650合计7853 第四章采区布置及装备第一节采煤方法一、采煤方法选择本井田二1煤层厚度5.92～8.91m，平均煤厚8.2m，煤层平均倾角14°。二1煤层埋藏稳定，地质构造已基本查明，水文地质条件中等，属低瓦斯矿井，煤尘具有爆炸危险性，煤层自燃等级属不易自燃煤层。据钻孔及生产资料，二1煤层仅局部具伪顶泥岩或炭质泥岩，厚约0.30m，生产中随采随落，直接顶板为砂质泥岩，厚2～3m，老顶为中～细粒砂岩，厚10m左右。二1煤层底板无伪底，直接底板为砂质泥岩或粉砂岩，厚2.31～8.92m。一般情况下，煤层顶、底板岩石稳定性较好，开采时无不良工程地质现象，根据生产水平及顶、底板岩性组合特征，其顶、底板均应属Ⅱ类顶底板。本矿井主要是复采大平矿14采区二1煤层的残煤，煤层顶板为再生顶板，偶而可出现冒顶、片帮、掉块和底鼓等不良工程地质现象，生产中采取必要的防范措施，加强煤层顶、底板的观察、维护与管理工作。根据煤层赋存条件，结合该矿现有的生产管理水平，采煤工作面设计采用DZ22-30/100单体液压支柱配π型梁对棚支护，手镐落煤辅以放炮落煤，走向长壁后退式放顶煤采煤法，全部陷落法管理顶板。二、采区装备1、采区上山装备：采区运输机上山配备刮板运输机运煤，轨道上山配备单筒φ1.2m绞车和0.75吨矿车串车提升矸石、材料和设备。53 2、回采工作面装备上下顺槽装备：工作面上顺槽铺设15㎏/m道轨，配备JD-11.4型调度绞车和0.75吨矿车运料和设备，下顺槽配备SGB-520/40刮板运输机运煤。并在上顺槽配有XRB2B-80/200型乳化液泵站为采面的单体液压支柱供液。回采工作面装备：采煤工作面采用ZMS－1.2A型湿式煤电钻打眼，SGB－620/40型可弯曲刮板运输机运煤，工作面支护选用DZ22－30/100型单体液压支柱，Π型钢梁支护顶板，采用对子棚，二梁五柱支护，排距1m，棚距0.6m，最大控顶距3.4m，最小控顶距2.4m。采面设备配备表表4－1－1序号设备名称型号及规格功率（kW）单位数量1单体液压支架DZ22－30/100根5002π型钢梁2.4m根2003可弯曲刮板机SGB-520/4040台3台顺槽SGB-620/4040台1台工作面4回柱绞车JH—88台15调度绞车JD-11.411.4台16推溜器YS16台27乳液泵站XRB2B-80/2002×37台18注液枪台29污水泵25WGF4台310注水泵5D－2/15013台153 3、掘进工作面装备掘进工作面ZMS－1.2A型湿式煤电钻打眼，局部通风机、JD－11.4调度绞车等掘进设备，为保证矿井安全生产必须执行先探后掘的规定，配备MY2－150型探水钻等。4、劳动组织回采工作面三班出煤，边采边准。每循环进度1.0m，掘进工作面为每天三班掘进出煤。三、生产时主要材料消耗量指标木材：40m3/104t油脂：200kg/104t炸药：1000kg/104t雷管：3000发/104t四、采区和工作面回采率本井田为厚煤层，采区回采率不低于75％；工作面回采率不低于93％（放顶煤）。第二节采区布置一、投产时采区位置、数目、设计生产能力和工作面生产能力全矿井划分为一个采区，矿井以一个采区、一个回采工作面、二个掘进头，保证矿井年产量。矿井采煤方法采用炮采放顶煤开采。回采工作面设计年生产能力计算：A＝lLhrk式中A－放顶煤回采工作面年产量（t）；53 l－回采工作面长度，倾斜长60m；L－回采工作面年推进度，放顶煤回采工作面取450m；h－回采工作面采高，放顶煤取8.0m；r－煤层视密度，取1.45t/m3；k－回采工作面回采率，放顶煤取93％；A＝60×450×8×1.45×0.93＝29.1276万t/a矿井年产量：回采工作面生产能力29.1276万t/a,加上5%掘进出煤，采区生产能力29.1276×1.05=30.584万t/a，一个采区、一个回采工作面和两个掘进工作面，能满足矿井年生产能力30万吨的要求。二、采区巷道布置及回采方式1、采区巷道布置为了满足采区运输、通风、行人和安全的需要，设计11采区沿二1煤层底板布置两条上山，轨道上山担负采区辅助运输、人员上下，斜长约264m，倾角9°～27.5°,采用2.4m×2.4m矿工钢棚支护；运输上山安设刮板运输机，斜长270m，倾角9～21°，采用2.4m×2.4m矿工钢棚支护。在采区上山西侧，二1煤层+140m～+160m之间布置11011回采工作面，工作面上、下顺槽沿二1煤层底板布置。在采区上山东侧布置两个掘进工作面，准备接替工作面。工作面顺槽均沿煤层底板布置，采用留煤柱掘巷方式。2、回采方式选用走向长壁放顶煤采煤法开采，采用单体液压支柱和Π型钢梁支护，53 手镐落煤和辅以爆破落煤，全部垮落法管理顶板。三、采区车场及硐室采区轨道上山设上部车场、中部车场和下部车场，在+175m水平设上部平车场，每区段上下顺槽设中部车场，在+103m水平设采区下部车场，采区轨道上山下车场与井底车场联合布置。四、采区运输、通风、排水㈠、采区运输：1、采区运输设备的选择A、工作面输送机选择工作面选用一台SGB-620/40型可弯曲刮板输送机,其运输能力Q=150t/h，速度V=0.86m/s，L=60m，电机功率40kW，电压660V，满足运输要求。B、工作面下顺槽输送机选择根据采煤工作面班产量和下顺槽的长度（262m），选用三台SGB-520/40型刮板运输机。C、采区运输上山输送机选择采区运输机上山，斜长270m左右，倾角9°～21°，初期运输段长约100m，选用SGB-520/40型刮板运输机一部，与上仓运输机巷连接。2、采区煤的运输工作面煤的运输回采工作面采用手镐落煤和辅以爆破落煤、人工装煤、可弯曲刮板运输机运煤，由运输顺槽、采区运输机上山、上仓运输机巷53 ，将采面煤炭运到井底煤仓。在井底车场将煤炭装入矿车后，由人工推入主井罐笼，提升至地面。具体运输线路：工作面落煤→工作面刮板运输机→下顺槽刮板运输机→运输机上山刮板运输机→上仓刮板运输机→井底煤仓→装入矿井→主井罐笼→地面储煤场。掘进头的运输掘进头所产出的煤炭，由矿车经轨道上山，下放至+103m水平井底车场，经主井提升至地面。采掘工作面所需要的材料和设备，由副井绞车下放到+175m水平经井底车场，经轨道上山运送到各个用料地点。具体运输线路：1、物料→副井罐笼→副井底车场→采区上车场→轨道上山→中车场→采掘工作面。2、掘进工作面煤炭→轨道上山中车场→轨道上山→+103m井底车场→罐笼→地面。㈡、通风：矿井通风以主井进风为主，经井底车场、采区运输机上山，由工作面下顺槽进入到回采工作面，清洗采面乏风经工作面上顺槽，到采区轨道上山、行人上山，由斜风井排出地面。风流方向：11011回采工作面新鲜风→主井→井底车场→采区运输机上山→11011下顺槽→11011工作面；53 工作面乏风→11011上顺槽→11011中车场→采区轨道上山→+175m平巷→行人上山→斜风井排出地面。㈢、排水+103m以上采掘工作面的涌水，由工作面的上下顺槽流经采区轨道上山、井底车场到+103m水平入水仓，由井底泵房水泵将水直接排到地面。水流方向：采掘工作面的涌水→+103m水平水仓→+103m水平水泵→地面。第三节巷道掘进一、掘进工作面数目为了保证采面正常接替，本设计配备了二个煤巷掘进工作面，其采掘比为1∶2。二、巷道断面和支护采区运输机上山布置在二1煤层中，净断面均为5.92m2，掘进断面均为7.1m2，采用2.4m×2.4m矿工钢棚支护，轨道下山布置在煤层中，净断面均为5.92m2，掘进断面为7.1m2，采用2.4m×2.4m矿工钢棚支护。回采工作面的上下顺槽沿二1煤层底板布置，其净断面5.92m2，掘进断面7.1m2，采用矿用工字钢金属棚支护。采区中部车场巷道均采用矿用工字钢梯形棚支护,其净断面5.92m2，掘进断面7.1m2。三、井巷工程量及移交时三个煤量投产时井巷总长度2610.68m，其中利用井巷工程1226m，新增井巷工程1384.68m。新增工程中岩巷483.8m，煤巷900.88m。掘进总体积12674m3，万吨掘进率46.2m/万吨、422.4m3/万吨。井巷工程项目明细表。53 移交投产时三个煤量为：开拓煤量118.59万吨，可采期3.04年；准备煤量118.59万吨，可采期3.04年；回采煤量16.2万吨，可采期5.5个月。53 工程量及材料消耗表序号工程名称围岩类别断面（m2）长度(m)体积(m3)支护形式铺轨(m)水沟(m)备注净掘一开拓工程1256.681主井φ4.6m岩16.622.11302873砼，壁厚350新增2副井φ4.6m岩8.0411.360砼，壁厚300原有3斜风井α=25°岩5.88.290料石，壁厚350原有4副井井底车场岩5.97.112011#矿工棚2.4×2.4原有5行人上山及连接巷岩5.97.115711#矿工棚2.4×2.4原有6主井井底车场7——煤9.010.628361.2U25半园拱可缩支架8———煤6.37.0147.8931.14U25半园拱可缩支架9′—′—煤6.37.085.0637.5U25半园拱可缩支架108—9煤9.010.647.0489.74U25半园拱可缩支架11水泵房煤9.010.620318U25半园拱可缩支架12变电所煤9.010.620232U25半园拱可缩支架13通道煤5.06.31197.9U25半园拱可缩支架14管子道煤3.04.022156.2U25半园拱可缩支架15井底煤仓煤5.07.015105砼砌16上仓斜巷煤8.09.126184.6U25半园拱可缩支架17水仓及连接巷煤6.37.1164.881170.65U25半园拱可缩支架18信号硐室煤44.52×1.513.511#矿工棚2.0×2.019一、二、五号交岔点煤100×3砼砌20三、四号交岔点煤80×2砼砌21小计589.685157.43新增二准备工程1采区运输机上山α=9～21°煤5.927.14152946.511#矿工棚2.4×2.4新增2采区轨道上山α=9～27°煤5.927.12641874.411#矿工棚2.4×2.4新增3轨道上车场煤5.927.135248.511#矿工棚2.4×2.4新增4轨道绞车房煤5.927.1642.611#矿工棚2.4×2.4新增5车房回风巷煤44.53013511#矿工棚2.4×2.4新增6小计7505247三回采工程114011下顺槽煤5.97.12621860.211#矿工棚2.4×2.4新增214011上顺槽煤5.97.12721931.211#矿工棚2.4×2.4新增3切眼煤5.97.160426新增4小计5944217.4合计2600.68其中：原有1216m，新增1384.68m。53 第五章通风和安全第一节概况一、瓦斯郑煤集团大平煤矿一四井为独立生产系统，采用二立一斜（井）开拓方式，水平标高为+103.m，通风系统为中央分列式，新开主井落底标高+103m，为主要进风井；井田上部有副井和风井，副井作为辅助进风井，风井为专用回风井（斜井）。大平煤矿一四井开采山西组二1煤层，井田范围为上起+180m二1煤底板等高线，深部（南）止+65m二1煤等高线，东西两侧邻大平煤矿采空区。位于井田上部的副井和风井为原弋湾煤矿主井和副井，故井田内二1煤层有一定范围的采空区。2007年12月，河南理工大学在该矿主井底车场打了两个穿层钻孔，测定二1煤层瓦斯压力分别为P1=0.1Mpa和P2=0.17Mpa，测定煤层瓦斯含量分别X1=0.36m3/t和X2=0.81m3/t，测定结果为，测点位于瓦斯风化带内。故本矿井应属低瓦斯矿井。与大平煤矿一四井邻近的矿井有新密市平陌镇兴平煤矿，两矿开采煤层相同，均为二1煤层，开采标高相同，而且均为大平煤矿14采区（矿井浅部）残留煤炭资源。据新密市煤炭管理局新密煤字[2004]119号文件，2004年8月市煤管局组织对兴平煤矿进行的瓦斯等级和二氧化碳鉴定，鉴定结果为瓦斯相对涌出量8.92m3/t，二氧化碳相对涌出量为9.55m3/t，为低瓦斯矿井。参照兴平煤矿鉴定结果，本矿井也应属低瓦斯矿井。但是由于本矿二1煤层较厚，平均8.2m53 ，煤层瓦斯赋存具有不均衡性，开采过程中瓦斯涌出量也将会不均衡，存在有瓦斯富集区。因此，开采中应加强通风瓦斯管理，严格各项管理制度，消除各种通风瓦斯事故。二、煤尘依据2004年10月平顶山煤业（集团）通风实验室对郑煤集团大平煤矿二1煤所做的煤尘爆炸性鉴定报告，火焰长度10mm，爆炸指数为15.17%，抑制煤尘爆炸最低岩粉量0%，鉴定结果为有煤尘爆炸性。三、煤层自燃倾向依据2004年10月平顶山煤业（集团）通风实验室对郑煤集团大平煤矿二1煤所做的煤层自燃倾向等级鉴定报告，煤样吸氧量为0.51ml/g，鉴定结论为Ⅲ类，不易自燃煤层。四、地温据矿井“储量核查报告”，该矿区地温属正常地温区，无异常区。第二节矿井通风一、通风方式及通风系统矿井通风方式为中央分列式，通风方法为机械抽出式。主井、副井进风，以主井进风为主，斜风井回风。回采工作面采用全负压“U”型上行式通风方式。矿井设计一个放顶煤工作面，走向长壁后退式开采，全部陷落法管理顶板。设计二个煤巷掘进工作面。首采工作面11011的通风路线为：主井→井底车场→11运输机上山→11011工作面运输顺槽→回采工作面开切眼→工作面轨道顺槽→11轨道上山→行人上山→斜风井→地面。详见矿井通风系统图（图5-2-1）。二、风井数目及服务范围一个斜风井回风，在矿井开采年限内，担负全矿井的回风任务。53 三、掘进通风掘进工作面通风采用压入式通风，选用BDJ60系列2×11型防爆轴流对旋式风机2台（功率2×11kw，风量171～343m3/min，全负压600～3711Pa）,ф600mm“双抗”柔性风筒供风，局部通风机安装在一组双向风门以外，新鲜风流内，安装风电闭锁和瓦斯闭锁装置，供电实行“三专”（专用变压器、专用电缆、专用开关），并采用双风机，双电源，自动切换倒台。四、通风设施进风巷和回风巷之间的联络巷内均设置二道双向风门或二道永久密闭，井下绞车房为独立通风。泵房和变电所通道内装设向外开启的防火铁门，铁门上装设通风孔；泵房通道内设置密闭门。五、瓦斯涌出量预测郑煤集团大平煤矿一四井独立生产系统开采大平煤矿原14采区浅部残留煤炭资源，据2007年12月河南理工大学在该矿主井底车场打了两个穿层钻孔，测定二1煤层瓦斯压力分别为P1=0.1Mpa和P2=0.17Mpa，测定煤层瓦斯含量分别X1=0.36m3/t和X2=0.81m3/t，测定结果为测点位于瓦斯风化带内，应属低瓦斯矿井。又据新密市煤管局于2004年8月组织的瓦斯等级鉴定资料，邻近的兴平煤矿相对瓦斯涌出量为8.92m3/t，二氧化碳相对涌出量为9.55m3/t。该矿井与兴平矿井开采条件相同，故应为低瓦斯矿井，现采取兴平煤矿瓦斯和二氧化碳相对涌出量作为本矿井通风计算依据。1、采煤工作面瓦斯涌出量计算据瓦斯等级鉴定资料，相对瓦斯和二氧化碳涌出量分别为qCH4=8.92m3/t，qCO2=9.55m3/t。53 由此计算采煤工作面瓦斯和二氧化碳绝对涌出量q采绝CH4和q采绝CO2，计算公式为：式中：q采绝——采煤工作面瓦斯、二氧化碳绝对涌出量，m3/minq相——瓦斯等级鉴定相对瓦斯、二氧化碳涌出量，m3/tA——采煤工作面平均日产量，取910t/d计算：取最大值，即按二氧化碳涌出量预测采煤工作面涌出量为6.04m3/min。2、掘进工作面瓦斯涌出量煤巷掘进工作面瓦斯涌出量根据现场实际生产资料计算，据统计煤巷工作面采取11kw局部通风机供风，最大供风量为300m3/min，掘进回风流瓦斯浓度0.2～0.4%，取0.4%，按甲烷涌出量计算掘进工作面绝对瓦斯涌出量q掘绝：式中：q掘绝——掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；C——掘进回风流中瓦斯浓度，0.4%Q——掘进工作面供给风量，取300m3/min计算：53 即掘进工作面绝对瓦斯涌出量为1.2m3/min六、矿井需风量计算（一）按井下最大班人数需风量计算Q=4NK=4×120×1.4=672m3/min=11.2m3/s式中：Q——矿井总需风量，m3/sN——井下同时工作最多人数，取120人K——风量备用系数，取K=1.4（二）按采煤、掘进、硐室、其它用风地点实际需风量计算1、采煤工作面需风量计算⑴、按采煤工作面二氧化碳涌出量计算Q采=100q采绝×KCO2=100×6.04×1.8=1087.2（m3/min）=18.12m3/s取18.5m3/s式中：Q采——采煤工作面实际所需风量，m3/minq采绝——采煤工作面二氧化碳绝对涌出量6.04m3/minKCo2——采面二氧化碳涌出不均衡通风系数，取1.8（1.4～2.0）⑵、按工作面温度选择适宜的风速进行计算Q采=60×V采×S采×k=60×1.5×6.0×0.9=486m3/min=8.1m3/s式中：Q采——采煤工作面需要风量，m3/sV采——采煤工作面风速，m/s，（1.5，采面温度20～23℃）53 S采——采煤工作面平均断面积,m2，（6.0）K——工作面长度系数，取0.9⑶、按工作面同时作业最多人数计算所需风量Q采=4N=4×30=120m3/min=2m3/s式中：4——每人供风量≮4m3/minN——采煤工作面最多作业人数，（30人）⑷、按炸药使用量计算Q采=25A=25×9.6=240m3/min=4m3/s式中：Q采——采煤工作面需风量，m3/sA——采煤工作面一次爆破使用最大炸药量9.6kg通过以上计算采煤工作面需风量，取最大值即按二氧化碳绝对涌出量计算需风量18.5m3/s。(5)按风速进行验算即：15S25分散式水棚安设前后20m的断面一致首列棚组距掘进头、回采面上、下口距离为30～35m，但≯60m≮30另外，尚需遵循以下原则：⑴水袋在巷道中的安装方式呈横向吊挂式布置。92 ⑵水袋边缘与巷壁、支架、顶板（梁）之间的垂距≮0.1m，水袋距顶板（梁）的距离≯1.0m。⑶同一排（列）中水袋之间的最小间隙≮0.1m，也≯1.2m。⑷在倾斜巷道中，安装水袋棚时，棚与棚之间应用铅丝拉紧，以免水袋棚晃动，并应调整水袋架与金属支架连接构件使袋面保持水平。3、水棚计算：⑴总水量：G=g·s式中：G——总水量Lg——每平方米巷道所需水量L/m2；主要水棚按400L/m2，辅助水棚按200L/m2s——巷道面积，m2⑵单架水棚水量：Gn=N·A式中：N——每棚水袋数A——每袋，LGn——每棚水量，L⑶水棚架数：n=G/Gn式中：n——水棚架数（取整数）⑷水棚区长度L=n·c式中：L——水棚区长度，m92 c——水棚间距，m4、矿井隔爆设施的设置地点数量（处）断面(m2)水棚(架)水袋规格水袋(个)水棚长度(m)(1)主隔爆水棚①11运输机上山1处5.9210GBSD-602×19L=20②11轨道上山1处5.9210GBSD-602×19L=20(2)辅助隔爆水棚11011采面运输巷、回风巷2处5.9214GBSD-402×2×14L=13掘进工作面2处5.9214GBSD-403×2×14L=13GBSD-60型38个；GBSD-40型28个；四、预防井下火灾措施矿井采用大平煤矿二1煤层自燃倾向性鉴定资料，矿井投产后，要请国家有资质单位，对本矿井二1煤层进行自燃倾向性鉴定，鉴定结果报省安全监察局备案。1、各回采工作面采完后应及时密闭，防止风流进入采空区。2、有机电设备的硐室均用不燃性材料支护，并按规程要求设置防火门。3、机电硐室、消防材料库及井下易着火地点配置沙箱灭火器等防火设施，并应保持设施的完好。4、采区上山和采煤工作面上下顺槽设置给水栓和室内消火栓。5、井下消防洒水系统要经常检查维修，确保其正常运行。6、建设和生产期间要严格执行《矿井防灭火规范》，防止火灾发生。主要通风机反风装置要可靠，每年进行一次反风演习。五、预防顶板事故1、采掘工作面必须严格按作业规程操作，由于开采二1煤为残留的煤炭，故一般不放炮，采用手镐落煤方式，92 落煤后要及时支护顶板，严禁空帮空顶。2、在落煤过程中要经常审帮问顶，遇有活碴伞檐时要及时处理，以防冒落伤人。3、加强采掘工作面的支架规格，顶帮裱严背实，采煤工作面要放专责维护工，不断巡回检查，发现不合格要及时修理。4、加强井巷的检查维修工作，特别是处于边远回风巷，要经常检查，发现问题及时处理。在井巷维修工作中，每个工号都必须有专项措施，否则不准施工。5、采煤工作面按正规循环作业，在放顶时要加强支护，加强组织管理，放有经验的工人观察顶板，发现问题处理好后再工作。6、为防止顶板事故，应加强规格质量，加强维修，保证安全生产。六、预防水灾的措施1、严禁破坏矿井边界和各种保护煤柱，以防透水造成水患。2、井下配备完善的排水系统，水仓容量能满足8小时以上的正常涌水量。3、加强探水工作，对矿区内基本查清的三块采空区（弋湾矿、王超井和新平矿）在沿空送巷和接近采空区送巷，应严格执行探水措施。在11011回采工作面巷道施工时，要预防弋湾矿老空区积水和老巷积水；在11021巷道掘进时，要预防王超井采空区积水，严格按照有掘必探的原则进行，疏放老空积水后，在安全条件下施工。4、对采空区加强地面观察，发现塌陷和地表裂缝要及时充填封堵，防止地表水渗入井下造成水灾。5、建井和生产期间，严格执行《煤矿防治水工作条例》。6、该矿划定的井田范围内和井田东西，有双洎河（界河）流过，双洎河改道后位于“762”窄轨以北，河底至二1煤层垂距一般小于60m92 ，设计留有保护煤柱，严禁开采。同时，新改道的双洎河，经过废立井边缘和采空区，在这些地段河底应采取铺底护坡等措施，严防河水渗入井下，殃成灾害。在雨季要经常巡察河道及两岸，发现沉陷及裂缝，要及时夯填。7、在+103m水平排水系统形成并投入运行后，方可进行首采工作面和掘进头的施工。并坚持有掘必探的原则。92 第六章提升运输、通风、排水和压风设备第一节提升运输设备一、主井提升设备该矿主井井深130m，井筒直径φ4.6m，担负全矿井提煤任务。已安装一台2JTK-1600×900绞车和一对非标罐笼。绞车技术参数为：滚筒直径1600㎜，滚筒宽度900㎜，配用电动机型号YR315S－6，功率110kW，转速976r/min，过载系数2.02。绞车滚筒最大静张力42kN,最大静张力差30kN。非标罐笼自重1700kg。已有井架高度16m。（一）、计算依据资料1、矿井设计年产量：0.30Mt/a；2、工作制度：年工作日br=330d，每天工作小时t=16h；3、提升高度：130m；（二）、一次提煤量的计算1、计算一次提升时间TgTg=Va1+HtV+u+θ式中：V－提升速度3.4m/s；a1—提升机加速度，取0.5m/s2；u—罐笼加速与爬行所需附加时间，取5s；Ht—提升高度，130m；θ—罐笼每次休止时间，取12s；代入上式得：92 1303.43.40.5Tg=++5+12=62（s）2、计算一次提煤量QmAN·C·Af·Tg3600·br·tQm=式中：AN—矿井设计年产量，30万t；C—提升不均匀系数，取1.1；Af—提升富裕系数，取1.1；Tg—提升一次循环时间62s；br—年工作日330d；t—日工作小时16h；代入上式得：300000×1.1×1.1×623600×330×16Qm==1.2（t）矿方现有装载量为1.3t的非标矿车，该矿车自重为650kg。（三）、钢丝绳选择和校验1、钢丝绳终端荷载QGQG=Qm+QL+QC(煤重+罐笼重量+矿车重量)=1300+1700+650=3650（㎏）2、钢丝绳的选择选用6×19S+Fc-φ20-1770型钢丝绳，直径dK=20mm，单位重量Pk=1.47㎏/m，最小钢丝破断力总和Qg=282.862kN。92 3、钢丝绳静力安全系数校验Qg（QG+Pk·Hc）×0.0098m=282.862(3650+1.47×146)×0.0098==7.47＞6.5（四）、提升机校验1、绞车滚筒直径Dg：按钢丝绳直径计算Dg≥80dK=80×20=1600（㎜）按钢丝直径计算：Dg≥1200×δ=1200×1.3=1560（㎜）2、作用于绞车滚筒上最大静张力Fj′：Fj′=（QG+Pk·Hc）×0.0098=37.87<42（kN）3、作用于绞车滚筒上的最大静张力差Fc′：Fc′=Qm+Pk·Hc=14.84<30（kN）根据以上计算，矿方现有的2JTK1600×900型绞车的滚筒直径、最大静张力和静张力差，可以满足要求。4、绞车滚筒缠绳宽度：Hc+30πDgB′=（+3+n）（dK+ε）式中：Dg—所选绞车滚筒直径，1.6m；ε—钢丝绳在滚筒上的间隙，取2㎜；Hc—钢丝绳悬垂长度，146m；92 n—钢丝绳双层缠绕时，为了每季度移动1/4圈所附加的钢丝绳圈数，取4；代入上式得：146+303.1416×1.6B=（+3+4）（20+2）=925（㎜）<900×2（㎜）钢丝绳在滚筒上缠绕两层，符合规定。5、电动机估算功率P′：KQm·Vm102·η·mP′=·ρ（kw）式中：K—提升阻力系数，取1.20；Qm—提升重量1300㎏；Vm—提升速度3.4m/s；ηn—减速机传动效率，取0.85；ρ—动力系数，取1.3；代入上式得：1.2×1300×3.4102×0.85P′=×1.3=79.5（kW）选用绞车现在配备的YR315S-6、110kW电动机。（五）、提升系统根据《煤矿安全规程》的规定，在提升速度大于3m/s的提升系统中，必须设防撞梁和托罐装置，防撞梁不得兼作他用。天轮用TSG—1600/11固定天轮，变位重量222㎏，现有的井架16m，井筒提升中心距绞车滚筒提升中心为30m，两天轮中心距1.63m。提升系统见图6—1—1。92 ㈥、变位质量计算1、变位重量：ΣG=11344（kg）2、变位质量Σmi=1156（㎏·s2/m）（七）、提升运动学⑴加速阶段：加速度a1=0.5m/s2加速时间t1==6.8（s）1212加速运行距离：h1=Vmt=×3.4×6.8=11.56（m）⑵减速阶段减速度a3=0.5m/s2爬行速度V4=0.5m/s3.4－0.50．5减速时间t3===5.8（s）1212减速运行距离：h3=（Vm+V4）t3（3.4+0.5）×5.8=11.31（m）⑶爬行阶段爬行速度V4=0.5m/s爬行时间t4==10（s）爬行距离h4=5（m）⑷停车制动阶段减速度a5，取0.5m/s292 V4a4减速时间t4==1.0（s）12减速行程h5=V4t5=0.25（m）⑸等速运行阶段等速阶段距离h2=ht－h1－h3－h4－h5=130－11.56－11.31－5－0.25=101.88(m)101．883.4等速运行时间：t2==30（s）一次提升时间T=t1+t2+t3+t4+t5+θ=6.8+30+5.8+10+1+12=65.6（s）年提升能力验算：根据A=式中：b—年工作时间，330d；t—日提升时间，16h；Pm—每次提煤量，1.3t；K1—提升不均匀系数，1.1；K2—富裕系数，1.1；T—提升一次循环时间65.6s。代入得：A=（八）、提升运动力学⑴、提升开始时F1=KQm+PkHt+Σmia0=1.2×1300+1.47×146+1156×0.5=2353(kg)⑵加速终了时92 F2=F1-2PkH1=2353-2×1.47×11.56=2139（kg）⑶等速开始时F3=F2-Σmia3=2139－1156×0.5=1561（㎏）⑷等速终了时F4=F3-2Pkh2=1561-2×1.47×101.88=1261(kg)⑸减速开始F5=F4-Σmia3=1261－1156×0.5=683（㎏）⑹减速终了F6=F5-2Pkh3=683-2×1.47×11.31=649(kg)⑺爬行开始F7=F6+Σmia3=649+1156×0.5=12276（㎏）⑻爬行终了F8=F7-2Pkh4=1227-2×1.47×5=1212(kg)停车制动力忽略不计。罐笼休止时间θ=12秒提升运动学，动力学计算结果见6-1-2。92 v(m/s)a(m/s2)Vm=3.4m/sa1a3V4=0.5a5a1=0.5a3=0.5a5=0.2t(s)t1=6.8St2=30t3=5.8t4=10t5=2θ=12h1=11.56h2=101.88h3=11.31h4=5h5=0.4mF(kN)23.0621.015.3012.3612.0211.886.696.36t(s)图6-1-2主井绞车提煤时速度图及力图92 （九）、电动机容量校验1、有效力：ΣF2t=12(F12+F22)t1+12(F32+F42)t2+12(F52+F62)t3+12(F72+F82)t4=12(23532+21392)×6.8+12(15612+12612)×30+12(6832+6492)×5.8+12（12272+12122）×10=1.12×108(㎏)2、等效时间Tdx：Tdx=12(t1+t3+t4+t5)+t2+13θ=12(6.8+5.8+10+1)+30+4=45.8（S）3、等效力：Fdx==1564（kg）1.1×1564×3.4102×0.85KFdxV102η4、等效功率Nd===67.5(kW)5、电动机过载系数校验λ′==0.84<2.02×0.85=1.7根据以上验算，现有的电动机满足要求。二、副井提升设备该矿副井井深60m，直径φ3.2m；矿井生产期间没有矸石提升，人员从斜井上下，所以副井提升设备只作下放小型材料用（设备由主井运送）。该副井已安装有一台JTK－1.2绞车，92 该绞车参数为：滚筒直径1.2m，滚筒宽度1.0m，最大静张力30kN，减速机传动比40.16，配备电动机YR280S-6，75kW，过载系数2.5。该副井已有井架，高度12m。(一)计算依据资料0.75t罐笼自重1400㎏；0.75t矿车自重400㎏，一次装材料量400kg，钢丝绳悬垂长度72m。（二）钢丝绳选择1、钢丝绳终端负荷计算：Q=400+400+1400=2200kg2、钢丝绳的选择选用6×19S+Fc-φ14-1870钢丝绳，直径dK=14mm，单位重量Pk=0.705㎏/m，最小钢丝破断力总和Qg=145.68kN。3、钢丝绳安全系数校验：145.68(2200+0.705×72)×0.0098m1==6.6＞6.54、提升机校验绞车滚筒直径按钢丝绳直径选：Dg≥80dK=80×14=1120（㎜）钢丝绳作用滚筒上的最大静张力Fj′：Fj′=Qd1+Pk·Hc=（2200+0.705×72）×0.0098=22.06(kN)钢丝绳在滚筒上的缠绕度宽B′B′=式中：Hc－钢丝绳悬垂长度72m；92 Hm－预留试验绳长30m；dK－钢丝绳直径20㎜；ε－钢丝绳在滚筒上缠绕的间隙，2㎜；Dg－提升机滚筒直径，1.6m；代入上式得：72+303.1416×1.2B′=(+7）（14+2）=545（㎜）钢丝绳在滚筒上缠绕1层。预选电动机容量P′P′=·ρ（kW）式中：K—提升阻力系数，取1.2；ηn—减速机传动效率，取0.85；ρ—动力系数，取1.3；Qd—提升重量2200㎏；Vm—提升速度1.5m/s；代入上式得：1.2×2200×1.5102×0.85P′=×1.3=59.4（kW）现有的YR280S-6、75kW电动机可以满足要求。（三）、提升系统选择TSG—1200/8.5固定天轮，变位重量为104㎏利用原井架：Hj=12m92 绞车滚筒中心线与井筒中心线实际距离25m。副井提升钢丝绳内外偏角验算，见图6—1—3。（四）、变位质量计算变位重量计算：1、ΣG=4500(㎏)2、提升系统变位质量45009.81ΣGigΣmi===459（㎏·s2/m）（五）、提升运动学提升加速度按a1=0.3m/s2提升减速度取a3=0.3m/s2爬行距离取h4=3m，爬行速度V4=0.3m/s计算结果见图6－1－492 V(m/s)a(m/s2)Vm=1.5V4=0.3t(s)a1=0.3a2=0.3a5=0.3t1=5t2=32.93t3=4t4=10t5=1H1=3.75mH2=49.4mH3=3.6mH4=3mH5=0.25mF(kN)27.727.624.223.423.323.220.220.1t(s)图6-1-4副井绞车提料时速度图及力图92 （七）、电动机等效容量校验1、等效力计算：ΣF2t=12（F12+F22）t1+12(F32+F42)t2+12(F52+F62)t3+12(F72+F82)t4=4.5×106(㎏)Tdx=12(t1+t3+t4+t5)+t2+13θ=12(5+4+10+1)+32.93+4=46.93（s）Fdx==3096（kg）2、电动机等效功率1．1×3096×1.5102×0.85KFdxV102ηNd===58.9(kW)3、过载系数验算λ′==0.65<2.5×0.8=2.0经验算，绞车配备的电动机满足需要。三、井下轨道下山提升设备该矿井有1条采区轨道上山，斜长264m，倾角为9°～27.5°，主要运送材料。（一）、计算资料1、轨道下山斜长：264m；92 2、轨道下山倾角：9°～27.5°，按27.5°计算；3、矿车自重：400㎏，一次材料装载量400kg；(二)、钢丝绳选择1、钢丝绳终端荷重下放材料时，串车两个：Qd=2（Qm+QZ）（sinα+f1cosα）式中：Qm－矿车装载材料重量400㎏；QZ－矿车自重，400㎏；α－井巷倾角，27.5°；f1－矿车摩擦系数，0.02。Qd=2（400+400）（0.4617+0.0177）=767(㎏)2、钢丝绳提升长度LtLt=264+25=289(m)3、钢丝绳选择和校验选用6×7+FC-φ12-1470钢丝绳，单位重量Pk=0.495㎏/m，最小钢丝破断力总和Qg=79.6kN，钢丝绳直径dK=18.0mm。钢丝绳安全系数：提升人员时：QgQd+Lt·PK（sinα+f2cosα）m人=79.6(767+0.495×289)×0.0098==8.9>6.592 （三）绞车选择1、绞车滚筒直径Dg:Dg≥60·dk≥720（㎜）2、作用于绞车最大静张力：Fj=Qd+Lt·Pk（sinδ+f2cosα）=8.92（kN）根据以上计算，并考虑到滚筒缠绳的规定，选用JTB-1.0型防爆绞车，绞车滚筒直径1.0m，滚筒宽度0.8m，最大静张力20kN，传动比i=30，配用防爆电动机37kW，提升速度1.5m/s。3、绞车滚筒缠钢丝绳宽度计算：Hc+30πDgB′=(+3+n）（dK+ε）式中：Dg—绞车滚筒直径，1.2m；Hc—钢丝绳提升长度，289m；30—预留试验钢丝绳长度；n—钢丝绳双层缠绕时，为了定期移动1/4圈所附近加的圈数；取4；ε—钢丝绳在滚筒上的间隙，取2㎜；代入上式得：289+303.1416×1.0B′=(（+3+4）（12+2）=1520（㎜）<800mm×2钢丝绳在滚筒上缠绕两层，符合规定。4、预选绞车电动机功率P′的计算：FjVm·K102·ηnP′=式中：Fj－作用于绞车滚筒上的最大静张力，8.92kN；92 Vm－提升速度1.5m/s；K—备用系数，取1.15；ηn—减速机传动效率，取0.85；代入上式得：8.92×1.5×1.15×1000102×0.85×9.8P′==18.1（kW）该绞车配用的37kW防爆电动机，可满足需要。第二节通风设备该矿为低瓦斯矿井，矿井需风量为42m3/s，通风容易时期负压：H1=801.65Pa，通风困难时期负压：H2=814.8Pa1、通风机需风量计算Q=KL·QK式中：KL－通风设备漏风系数，取1.05；QK－矿井需风量42m3/s；代入上式得：Q=1.05×42=44.1（m3/s）2、通风机风压计算：前期：H2=H2+△h后期：H1=H1+△h式中：△h－通风设备阻力，取200Pa；得：H2=814.8+200=1014.8Pa92 H1=801.65+200=1001.65Pa3、选择通风机根据计算出来的风量和风压，选用矿方已有的FBCDZ-6-№16型对旋式轴流通风机两台，一台工作，一台备用。该风机风量范围26.3～62.8m3/s，风压范围702～2650Pa，风机配备380V，2×75kW防爆电机。电动机型号为YBF315S-6。4、确定通风机工况点根据通风机的风量和负压，作出风机运行特性曲线。M1为通风容易时期的工况点：风量44.1m3/s，负压1001.65Pa，效率70%，风叶安装角度43°/35°；M2为通风困难时期的工况点；风量44.1m3/s，负压1014.8Pa，效率71%，风叶安装角度44°/36°；5、电动机功率校验：K·Hs·Q102×ηs·ηc·g根据公式：N=式中：K－电动机备用系数，1.15；HS－通风机负压，通风容易时期1001.65Pa；通风困难时期1014.8Pa；Q－通风机风量44.1m3/s；ηS－通风机静压效率，通风容易时期68%，通风困难时期69%；ηC－传动系数，取0.98；g－9.8得：通风容易时期电动机功率92 1.15×44.1×1001.65102×0.68×0.98×9.8N1==76.3（kW）通风困难时期电动机功率1.15×44.1×1014.8102×0.69×0.98×9.8N2==76.1（kW）风机所配备的电动机可以满足通风容易时期和通风困难时期的需要。第三节排水设备该矿正常涌水量Qr=50m3/h，最大涌水量Qrm=100m3/h，一级排水，排水高度130m。1、排水设备的选型根据《煤矿安全规程》的规定，工作水泵的排水能力应在20h内排出矿井24h的正常涌水量，工作水泵和备用水泵的总能力应能在20h内排出矿井24h的最大涌水量，所以水泵必须具有的排水能力为：正常涌水时，QZ=1.2×50=60m3/h最大涌水时，Qm=1.2×100=120m3/h水泵所需扬程Hs=K（Hp+Hx）式中：K－扬程损失系数，立井取1.1；Hp－排水高度130m；Hx－吸水高度5.5m；代入上式得：HS=1.1×(130+5.5)=149.05（m）根据计算所得的排水量和扬程，选择MD85－45×4型的水泵三台，92 该水泵额定流量85m3/h，额定扬程180m；配备防爆电动机型号YB280S—2，功率75kW，转速2970r/min。正常涌水量时，一台工作，一台备用，一台检修，最大涌水时两台工作。2、排水管路的选择所需排水管直径：d=18.8×√Q/（1.5～2.2）式中：Q——水泵排水量，85m3/h；得d=141.5～116.9㎜所需排水管壁厚：δ=0.5d（√800+0.4×ρ800-1.3×ρ–1）+1.5式中：d—管路内径，选123㎜；ρ—管路下部压力13.3㎏/cm2；代入得δ=0.5×123×0.014+1.5=2.36（㎜）排水管选择外径133mm、壁厚4.0mm的无缝钢管，吸水管选择外径159mm、壁厚4.5mm的无缝钢管。排水系统图见6—3—1。3、排水管路布置沿主井井筒敷设排水管路两趟，正常情况下，一趟工作，一趟备用。4、水泵工况点根据管路特性曲线方程H=Hr+R·R2式中：92 Hr－吸水面至出水口的高差135.5m；R－管路阻力系数，149.05-135.5852=0.004代入得：H=135.5+0.0019Q2在水泵特性曲线上给管路特性曲线，两曲线交点M即为水泵的工况点，见图6-3-2。图6-3-2中，M点对应的：Qm=97m3/sHm=153.4m，η=72%为水泵工作时的流量、扬程和效率。5、电动机校验根据公式：K·Qm·Hm·ro102×3600×ηmP=式中：K—电动机富裕系数1.1；ηc—传动系数，直联时取1；ro—矿井水比重，取1030kg/m3；主排水泵的功率：1.1×97×153.4×1030102×3600×0.72P==63.8(kW)根据验算，水泵所配备电动机满足需要。6、一天排水时间：24×5097正常涌水时开一台水泵t1==12.4h/d24×10097×2最大涌水时开二台水泵t2==12.4h/d92 第四节压风设备该矿井下没有岩巷。不使用风动设备。但根据有关部门“三条线”的规定，地面安装空压机二台。选用空压机型号为EM-75，排气量为10.9m3/min，排气压力为0.8MPa。压风机配套电动机功率为75kW。压风管路从地面空压机房沿主井敷设至井下，井筒和大巷主干管选用φ76×3.5mm无缝钢管，掘进工作面、采面上下顺槽等支管选用φ50×2.5mm无缝钢管。92 第七章地面生产系统第一节煤质及其用途一、煤质1、煤类该矿二1煤原煤干基高位发热量（Qgr）29.41MJ/kg，无灰基挥发份（Vda5）为13.13％，氢元素含量为4.29％，胶质层最大厚度为0mm，依据《中国煤炭分类国家标准》（GB5751－86），确定二1煤为贫煤。2、煤的元素组成二1煤浮煤有机元素以碳元素为主，占91.35％，次为氢元素，占4.29％。氢元素为1.36％，氢加硫之和为3.00％。3、煤的工业分析⑴、灰分(Ad)二1煤原煤灰分平均11.05％,属低灰煤。⑵、硫分（Stα）：二1煤原煤全硫含量平均0.32％，属特低硫煤，经洗选后，全硫含量变化不大，硫分组成以有机硫为主。⑶、挥发分（Vdaf）：二1煤原煤挥发分平均13.13％。⑷、水分（Wd）：二1煤原煤水分含量平均0.86％；浮煤水分含量为0.66～1.40％，平均1.02％。⑸、发热量（Qgr.rd）：二1发热量为28.14～31.95MJ/kg，平均29.41MJ/kg，为中高发热量煤。二、煤的用途本矿二1煤为贫煤，属低灰煤、特低硫、低磷、高熔灰分高发热量之贫煤，可做为火力发电用煤和动力用煤，也可做为民用燃料。92 第二节煤的加工二1煤属中等可选煤，且煤泥量大，分选比重高（1.7），洗精煤占原煤的比例小，不宜入选。根据上述特点及当地市场销售情况，决定对原煤进行人工拣矸处理。第三节生产系统一、主井系统主井主要承担矿井原煤生产运输任务。鉴于主井工业场地狭窄，其生产原煤，就地销售，主井提升容器为侧卸式矿车，矿车出井后，利用井口高位，卸入储煤场，经人工手选矸石，用铲车装车，汽车外运。煤场采用汽车外运，不设固定煤仓，露天储存，配备5t轮式装载机装车，100t电子汽车衡计量。按该矿实际，储煤场容量为4000t。二、副立井系统副立井主要承担下料任务，井口车场铺设窄轨系统便于和机修厂、材料库等联接。三、回风斜井回风斜井无提升装备，主要用于矿井回风和下井人员入井。安装2台轴流式通风机，一备一用。四、井口设备选型主井井口：设“单式”阻车器和非标摇台。五、地面防尘洒水系统92 利用地面防尘水池和水泵，敷设无缝钢管至储煤场，通过喷射器对煤场、外来车辆及产生粉尘地点进行洒水，或用胶质软管接到无缝钢管上，人工手持喷洒。第四节辅助设施一、矿井机修本矿机修间承担本矿机电设备的小修和保养任务。主要设备有：普通车床、牛头刨床、摇臂钻床、联合冲剪机、立式钻床、交、直流弧焊机、空气锤、液压制钎机、电动单梁起重机、砂轮机。车间面积15×70m。二、坑木加工坑木加工承担井下坑木加工、井上木质板材、器具加工等任务。主要设备有手工进料木工圆锯机、普通木工带锯机、万能刃磨机、带锯磨锯机、锯条辊压机。坑木加工房面积16×10m。三、煤样、煤质化验根据矿方意见，矿井暂不建煤质化验室，有关化验任务一律外委。如果以后十分需要，再另行设计建造。92 第八章地面运输第一节概述郑煤集团大平煤矿14井独立生产系统位于新密市平陌镇境内，东北距新密市10km，距郑州市45km，矿区内柏油公路在下庄河与郑（州）——登（封）公路相接，可至新密、郑州、新郑、许昌等地，郑煤集团宋（楼）——大（平）铁路，新（郑）——新（密）地方铁路支线从本矿区中部通过，交通条件较为便利。第二节场外公路该矿主井工业广场紧邻槐下柏油公路。工业场地道路硬化并与场外公路相连，矿井煤炭地销运输均由社会车辆承担外运，所需材料及设备也由社会车辆承担。92 第九章总平面布置第一节概况本矿区位于新密市城区西南约10km，属平陌镇管辖，矿区附近公路、铁路发达，交通比较方便。本地区属于半干旱大陆性气候，年平均降雨量690.15毫米，年平均气温14.6ºC，最大冻土深度20厘米，春、夏、秋三季以东北风、东风为主，冬季以西风为主，最大风速20m/s。本地区地震烈度为6度。第二节平面布置本区地表属半丘陵地形，区内地势北高南低，多阶台，沟坎发育。地表海拔标高在221m～236.2m之间，最大相对高差约15.2m。本矿主井、付井相距较远，分别位于公路两侧，因此在主井、付井分别布置工业场地。主井广场为新建广场条件较好，场地基本平整。副井广场为原有老广场，多为台地，高差较大。经过综合考虑，两个工业广场的平面布置按以下原则进行：1、充分利用地形，减少土石方工程量，合理分区，尽量减少污染。2、尽量简化生产环节，做到工艺流程合理，满足煤矿投资方基本的生产需要，方便使用和管理，合理使用投资。3、在满足生产使用的前提下，尽可能少占用土地。场地布置方案见图9-2-1。92 主井工业场地基本为半园形，其北边靠近公路，其他周边为原双洎河床，场地内部布置有主井绞车房，位于井口西部略偏南，储煤场在井口北部，广场西部布有水处理设施，储煤场西北部有办公室、变电所、配电房和工具房等。副井工业场地位于槐下公路西北侧，广场南边是新改双洎河。井口处建有井口房、副井绞车房，围绕付井井口建有地面轻便道，车辆西进东出，矸石出井口后翻入南侧半坡矸石仓，再运至深沟填埋；在场内建有设备器材库、机修场、坑木加工房、材料堆场，消防器材库、油脂库等，各车间库房通过窄轨铁路连接至副井，在副井北部建有浴室、灯房、任务交待室等。办公室、食堂、宿舍等生活设施集中布置于场地北侧。相应经济技术指标如下表：经济技术指标表主井工业广场序号项目单位数值1围墙内占地面积m²55002建构筑物占地面积m²731.53建筑系数%13.74场区内道路6米宽m1205窄轨铁路m1296专用场地砼面层m²1007碎石面层m²08土方工程量填方m³140009挖方m³010绿化面积m²60011绿化系数%10.912围墙长度m29913挡土墙m³092 14场地利用系数47%副井工业广场序号项目单位数值1围墙内占地面积m²270002建构筑物占地面积m²6144.83建筑系数%22.274场区内道路3米宽m2005窄轨铁路m4476专用场地砼面层m²2007碎石面层m²08土方工程量填方m³09挖方m³45010绿化面积m²24511绿化系数%9.0712围墙长度m35413挡土墙m³014场地利用系数%38第三节竖向设计及场内排水主井工业场地的地形平坦，平整地面自然标高在+227m左右，主井井口标高为+233.95米，整个场地统一平整，北高南低，场内雨水汇聚于道路边缘的排水沟内，并就近排入场区围墙外的原双洎河沟内。副井工业场地多为台地，北高南低，高差较大，副井井口标高为+235.5m，整个场地平整标高+231m左右，场内雨水分别向南汇积于南边新改道的双洎河中。92 第四节场内运输工业场地内运输采用汽车和窄轨铁路两种方式。1、汽车道路宽6米，转弯半径6米；部分人行道路宽3米。原煤用汽车外运，所需材料设备由汽车运入。2、窄轨铁路轨距600mm，钢轨15kg/m，枕木1500根/km。机修车间、设备器材库、坑木加工车间通过窄轨铁路与副井井口相连。第五节管线综合布置工业场地内管线主要有给排水系统管路、压风系统管路、供电系统管路，布置时应遵循以下原则：1、压力管让自流管。2、管径小的让管径大的管道。3、易弯曲的管线让不易弯曲的管线。特别需要注意的是新设计管路与原有管路的关系，防止冲突。第六节防洪排涝工业场地地势较高，周围无大的河流，广场南边的双洎河为季节性河流，工业场地不受洪水威胁。92 第十章电气第一节供电电源该矿双回路电源分别来自平陌电管站的不同母线段6板和9板，电压10kV，线路长度分别为1.5km和1.8km；线路导线截面为50mm2。经验算，在矿井最大负荷时，供电线路的电压损失符合要求。第二节电力负荷该矿电力负荷见统计见表10-2-1。全矿电力负荷计算结果如下：计算有功功率：644.6kW计算无功功率：450.6kvar计算视在功率：786.5kVA自然功率因数：0.82吨煤电耗：8.6kWh/t其中：地面负荷：计算有功功率：318.8kW计算无功功率：219.0kvar计算视在功率：386.8kVA自然功率因数：0.8292 矿井电力负荷统计表表10-2-1负荷名称电压(kV)设备数量设备容量（kW）需用系数cosøtgø最大负荷最大负荷利用小时年耗电量(kwh)备注全部工作全部工作有功(kW)无功(kvar)视在(kVA)一、地面负荷1、主井绞车0.4111101100.70.827793.950003850002、副井绞车0.4111101100.70.827793.920001540003、主通风机0.4213001500.60.909010087607884004、机修车间0.42220200.350.77102000140005、坑木加工房0.43315150.40.768.62000120006、生活消防水泵0.43348480.50.824301000240007、灯房浴池0.44410100.60.768.64000240008、生产系统0.42230300.70.82126.34000840009、职工食堂0.22880.60.74.86.930001440010、办公室及室内外照明0.2210100.60.768.6300018000小计661511318.8219.0386.81517800矿井电力负荷统计表101 表10-2-1负荷名称电压(kV)设备数量设备容量（kW）需用系数cosøtgø最大负荷最大负荷利用小时年耗电量(kwh)备注全部工作全部工作有功(kW)无功(kvar)视在(kVA)二、井下负荷1、主排水泵0.693225正常涌水量1750.70.8552.561.82200115500最大涌水量21500.70.85105123.522002310002、下山绞车0.692275750.60.84556.32000900003、上仓刮板机0.691130300.70.821.026.34000840004、下山刮板运输机0.691130300.70.821.026.34000840005、采面设备0.6910101731730.60.8103.8129.840004392006、掘进设备0.6910850500.60.83037.5400012000小计583508325.8231.5399.71055700全矿合计12441019644.6450.6786.52573500变压器选择表表10-2-2101 序号负荷名称变电所母线的最大负荷最大负荷重合系数考虑重合系数后母线的最大负荷COSφ变压器选择有功（kW）无功（kvar）视在（kVA）有功（kW）无功（kvar）视在（kVA）台数×容量（kVA）负荷系数保证系数1矿井10kV变电所614.6438.0754.70.81210kV电容补偿2500.943地面负荷288.8206.43552×4000.891.134井下负荷325.8231.5399.72×5001×1000.801.25101 井下负荷：计算有功功率：325.8kW计算无功功率：231.5kvar计算视在功率：399.7kVA自然功率因数：0.81全矿自然功率因数为0.82为了提高供电质量，降低损耗，提高设备利用率，需在地面变压所10kV母线上安装电力电容补偿装置。选择BWF10.5—50—1W型电力电容器，容量为200KVar补偿后的无功功率为450.6－200=250.6KVar，补偿后的视在功率为：S=√644.62＋250.62=691.6（KVA）补偿后全矿功率因数为：COSΦ=0.93，符合要求。验算供电线路的电压损失根据△U%——μ%·P·L式中：△U%——线路损失百分数μ%——10kV供电线路1MW·km负荷矩时的电压损失百分数，50mm2线路为0.824；L——线路长度，1.8km；P——电力负荷，有功功率644.6kW代入式中得分别得：△U%=0.95供电线路在最大功率时，供电线路电压损失为0.95%，均符合要求。101 第三节送变电该矿井主井工广建变电所一座，两回电源线路进线。在地面变电所安装5台变压器，其中2台S9-400/10、10/0.4、400kVA变压器中性点接地，以380V电压供地面负荷，正常情况下，一台工作，一台备用；2台S9-500/10、10/0.69、500kVA变压器中性点不接地，供井下主排水泵、井下绞车等负荷，一台工作，一台备用；另外1台S9-100/10、10/0.69、100KVA变压器中性点不接地，专供井下掘进工作面局部扇风机用电。地面变电所高、低压均采用单母线分段的接线方式。高压柜选择具有“五防”功能的GG1A（F）型固定式高压开关柜，低压配电柜选择GGD2型开关柜。在副井区建低压配电室，向副井绞车、主通风机等设备供电；配电室双回路电源来自主井变电所低压配柜。配电室采用单母线分段，低压配电柜选用GGD2型开关柜。主、副井绞车、主通风机等均为双回路供电。第四节井下供配电一、入井电缆选择选用MYJV42－1kV、3×185mm2交联聚乙烯绝缘粗钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆两趟和MYJV42-1kV、3×25mm2交联聚乙烯粗钢丝铠装电力电缆1趟，由地面变电所沿主井敷设至井下低压配电所。二、井下配电系统101 向井下供电的变压器安装在地面，中性点不接地。井下配电所不安装变压器。井下配电所采用双电源、单母线分段的接线方式，以660V电压向井下设备供电，其中主排水泵为双回路电源供电。从井上局扇专用变压器引一趟电源，经井下配电所向两个掘进工作面的局部扇风机供电。三、井下配电设备的选型井下配电所低压进线和出线均选用KBZ系列矿用隔爆型智能化真空馈电开关，采掘动力网也选用KBZ型真空馈电开关，这种开关具有过载及时限保护、过流保护、漏电保护及漏电闭锁、选择性漏电保护等功能，不需要外接漏电继电器。主排水泵、局部扇风机、上山绞车、刮板运输机等用电设备选用QBZ系列具有过载、短路、断相、漏电闭锁保护功能的隔爆型智能化真空电磁起动器。井下电缆选用MYP—1KV矿用阻燃移动屏蔽电缆。四、井下固定照明及保护接地井底车场、水泵房等照明电源引自就近动力线网，照明电压为127V，采用660/127V综合保护装置。灯具为隔爆防水高压钠灯，照明电缆用XV-500、2×4橡套阻燃电缆。按照《煤矿安全规程》的要求，主接地极应在主副水仓中各埋设一块。井下配电所以及电气设备均应装设局部接地极。局部接地极与主接地极连接成一个总接地网，接地网上任一点的接地电阻应不小于2Ω,每一移动式和手持式电气设备至局部接地极之间的保护接地用的电缆芯线和接地连接导线的电阻值，不得超过1Ω。101 第五节通信调度系统矿井设计为HJK-120、80门程控交换机，安设在调度室内。行政电话与调度电话共用。地面办公室、主副井绞车房、主通风机房等处设电话分机。井下主副井井底车场、运输调度室、井下水泵房、配电所、上山绞车房、回采面顺槽、掘进头等处设电话分机。井下电话机使用KTH-33型。主、副井绞车房——主、副井井口——主、副井井底设直通电话。井下通讯沿主、副井各敷设一条矿用阻燃型通信电缆，型号MHYA3220×2×1/0.8，两条通讯电缆之间有联络电缆，当任一条出现故障时，可迅速转接，保证井下的通讯畅通。通讯电缆在入井处装设熔断器和避雷器，以防雷电波及井下。井下通讯电缆选用MHYAV10×2×1/0.8型矿用阻燃通讯电缆。二、对外通信矿井直拨电话接入当地市话网，以满足对外联络的需要；矿调度室与附近的矿山救护队设直通电话，并配备无线通讯系统，以备不时之需。第六节安全生产监测系统本矿井为低瓦斯矿井，煤层不易自燃，煤尘有爆炸性危险。为了及时准确地了解井下环境状况，防止事故发生，矿井原设置了一套KJ90型煤矿安全生产监测监控系统。101 根据国务院安委办的要求，该系统必须按新的MA标志证书确认的系统配置进行更新改造。改造的重点：一是采用统一显示格式的系统软件；二是配置稳定性为15天以上的传感器元件或传感器等关联设备；更新改造工作应在2008年底前完成。该系统由地面中心站、井下分站、电源箱及各种矿用传感器和矿用安全生产监测软件组成。系统配备主机两台，一备一用；另外配备打印机和UPS备用电源一台。监控系统的电源引自地面变电所低压开关柜，采用双电源供电，以保证系统的供电可靠性。沿主井敷设一条MHYV322×2×1/1.38型煤矿用聚乙烯绝缘钢丝铠装聚乙烯护套井筒信号电缆，其中一对芯线备用；信号电缆入井处装设熔断器和避雷装置，以防雷电波及井下。井下信号主电缆选用MHYBV2×2×1/1.38矿用聚乙烯绝缘、镀锌钢丝编织铠装聚氯乙烯护套信号电缆，其中一对芯线备用；传感电缆选用MHYBVR型矿用聚乙烯绝缘镀锌钢丝编织铠装聚氯乙衡护套信号软电缆。所选用的监测设备为本质安全型。系统设1个总站，3个分站，其中井上分站1个，井下分站2个。井上分站设在主通风机房，采集通风设备的开停、风硐内负压、风速等参数。井下分站分别设在中央变电所、上山绞车房等处，对井下局部通风机的开停、采掘工作面的瓦斯浓度、主要风门的开关状态进行采集处理，并对瓦斯超限进行报警以及断、复电进行控制。监控分站的电源分别取自井下配电点或就近动照网被控开关的电源侧。传感器的种类和数量按照“AQ1029-1007”标准布置，详见图10-6-1安全监测监控系统图。101 另外，应根据有关规定，设置煤矿井下人员位置监测与管理系统，并必须使用具有“EX”防爆标志和“MA”煤矿安全标志的产品。除安全监控系统外，应根据有关部门的要求，设置工业闭路电视系统和井下人员定位系统，并选用具有煤安标志的设备。101'