1、目 錄前 言1第一章 礦井基本條件4第二章 井田開拓12第一節 井田境界及儲量12第二節 礦井設計生產能力及服務年限14第三節 井田開拓15第三章 帶區布置及裝備16第一節 帶區布置16第二節 采煤方法17第三節 巷道掘進19第四節 移交標準及建井工期21第四章 礦井通風與安全21第一節 礦井通風21第二節 礦井瓦斯抽放34第五章 提升、通風設備38第一節 提升系統38第二節 通風設備47第六章 電 氣49第一節 供電電源49第二節 電力負荷計算49第三節 供配電50第四節 電氣安全56第五節 生產安全監測與計算機網絡58第六節 調度、通訊60第七章 項目實施計劃61第一節 建設工期61第八章

2、 技術經濟63第一節 設計概算63第二節 資金籌措64 第三節 項目完成后的效果-64內江市雙鷹煤炭有限責任公司老鷹巖井輔助提升系統改造設計方 案前 言一、礦井概述內江市雙鷹煤炭有限責任公司老鷹巖井位于資中縣城南西210，直線平距6.6km，礦區中心地理坐標為東經1044550，北緯293000。行政區劃屬雙河鎮長堰村所轄。距資中威遠的省道交通干線僅2km，并有鄉村公路與主干線相連，距資中縣城16km，資（中）泥（河）鐵路從礦區通過，并建有雙河車站，交通方便。我院受內江市雙鷹煤炭有限責任公司的委托，于2007年8月完成了內江市雙鷹煤炭有限責任公司老鷹巖井擴建工程初步設計工作，礦井采用立井斜井綜

3、合開拓方式，中央并列通風方式，抽出式通風方法；礦井設計生產能力300kt/a （下元炭煤層生產能力150kt/a，高炭生產能力150kt/a），服務年限為約24a。該礦擴建工程于2008年11月竣工投產，四川省經濟委員會組織專家進行驗收，以川經煤炭函20081342號四川省經濟委員會關于內江市雙鷹煤炭有限責任公司老鷹巖井擴建工程綜合竣工驗收和煤炭生產許可證頒證條件驗收的批復，于2009年1月獲得新的煤炭生產許可證，其證號為205110254003，有效期至2014年10月。由于該礦井高炭煤層資源已經枯竭，為了持續、穩定礦井生產規模，雙鷹公司決定將原高炭煤層工作面移至下元炭煤層開采，因立井無法滿

4、足礦井提升、通風能力的需要，為了解決這一突出的嚴重矛盾，提高運輸系統的能力，對提升系統的改造已迫在眉睫。因此，該公司決定對老鷹巖井輔助提升系統系統進行改造，受內江市雙鷹煤炭有限責任公司的委托，我院承擔內江市雙鷹煤炭有限責任公司老鷹巖井輔助提升系統改造設計。內江市雙鷹煤炭有限責任公司是一個全民股份所有制企業，其公司管理和技術力量較雄厚，有較為豐富的生產管理和安全管理經驗，特別是具有開采下元炭煤層的經驗，有一支從事煤礦生產的專業隊伍，為該礦井進一步開發提供了人力資源。綜上所述，設計認為，內江市雙鷹煤炭有限責任公司老鷹巖礦井輔助提升系統改造，已具備充分必要條件，因而是可行的。二、編制設計的依據1、內

5、江市雙鷹煤炭有限責任公司“設計委托書”；2、采礦許可證；3、生產許可證；4、安全生產許可證；5、川經煤炭函20081342號關于內江雙鷹煤炭有限責任公司老鷹巖井擴建工程綜合竣工驗收和煤炭生產許可證頒證條件的批復。6、煤炭工業小型煤礦設計規定、煤礦安全規程和建筑物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設與煤開采規程。7、內江市雙鷹煤炭有限責任公司老鷹巖井提供的其它相關資料；8、煤炭工業小型礦井設計規范（GB50399-2006）；9、煤礦安全規程（2009年版）；10、國家工程建設有關的設計規范、技術規程等。三、設計編制的指導思想認真貫徹執行煤炭工業小型礦井設計規范（GB50399-2006）、煤礦安全規

6、程及相關規定，結合礦井實際情況，遵循“技術可行、安全可靠、方便實用、經濟合理”的原則，盡量采用與礦井相適應的技術、工藝、設備，做到布局合理，系統完善，環節暢通，使礦井達到正規、安全、穩定生產。四、項目投資及建設工期 內江市雙鷹煤炭有限責任公司老鷹巖井輔助提升系統系統改造工程建設靜態概算投資為1297.05萬元。 其中：井巷工程：1143.47萬元設備及工具器購置費：56.81萬元安裝工程(包括線纜工程)：11.93萬元.工程預備費：84.85萬元噸煤靜態投資：43.24元/t建設工期：12.0月五、問題與建議1、本設計為老鷹巖井輔助提升系統改造專項設計，礦井生產和安全不屬于此次設計范圍，其相關

7、內容以原初步設計和安全專篇為準。2、礦井須家河二段石英砂巖中，含油、含氣、含鹽，壓力高，具有噴出性，施工中應采取切實可行措施進行防治，以防患于未然。3、該井存在鐵路下壓煤，按一般地表變形規律，（采深、采厚比達250倍），預計不會構成危險，但應建立地面巖層移動觀測站，通過實測確認，并按有關規定執行。4、本設計為該礦井的輔助提升系統改造設計，提供了主要機電設備及器材目錄，本著盡量利用現有設備的原則進行設計選型，建議對照現場現有的設備器材，本著缺啥買啥的原則購置，以免浪費。第一章 礦井基本條件第一節 概 況一、地理概況老鷹巖井位于資中縣城210方向、直距6.6 km，屬資中縣雙河鎮長堰村管轄。礦區中

8、心點地理坐標為東經1044550，北緯293000，礦區范圍面積12.3597 km2，準采高炭、下元炭1、下元炭2煤層，高炭煤層準采標高為 +320+203 m；下元炭1、下元炭2煤層準采標高+50-228 m。礦區距資中-威遠的省道交通干線僅2 km，并有鄉村公路與主干線相連，距資中縣城16 km，資（中）-泥（河）鐵路從礦區通過，并建有雙河車站，交通方便。詳見交通位置圖2-1-1。二、地形地貌及氣象條件井田處于四川盆地中部，地形為西北高、東南低，起伏較小的丘陵地帶。最高點為西部的蓮花寨，海拔標高 +710 m；最低點為東南部的葫蘆寺，海拔標高 +360 m，相對高差350 m。一般標高

9、+400+500 m，無明顯分水嶺，呈低山丘陵地貌特點。據資中縣氣象站近年資料，全年陰天數達241 d，晴天數達17 d，無霜日335 d；全年日照時數1263 h，年平均氣溫17.4。年降雨量1037.6 mm，夏季達580 mm，冬季僅44 mm，年蒸發量1175.5 mm。降雪日數多年平均不足1 d。相對濕度年平均80%。全年八級以上大風日數為43 d，最大風速19 m/s，一般12 m/s，風向多為偏北風。老鷹巖井圖2-1-1 老鷹巖井交通位置圖三、水系及主要河流區內屬沱江水域，區內無大的河流，僅有雙河、斷橋溝、玉河溝等山區小溪溝，由大氣降水補給，水位漲落隨季節變化甚大。雙河流量0.0

10、1252.99 m3/s，其余溪溝流量為0.00132.68 m3/s。四、人文狀況井田內較大的場鎮有雙河鎮、宋家鄉。本區人口密度較大，工農業生產都較發達。工業主要有鋼鐵、礦山機械修造、水泥、食鹽、煤炭等。農業盛產水稻、小麥、油菜、花生。五、環境狀況由地形地質圖分析，礦區范圍內尚未發現有較大規模崩塌、滑坡體，建議礦山企業加強對地表地質災害隱患排查、觀測工作，實現礦山開發與環境保護協調發展，實踐科學發展觀。六、地震烈度根據中國地震動參數區劃圖（GB18306-2001）及建筑抗震設計規范（2008版）（GB50011-2001），資中縣境內抗震設防烈度為度，設計基本地震加速度值為0.05g，設計

11、地震第一組。第二節 資源條件一、礦區地層區內地表出露地層為侏羅系中下統自流井組（J1-2z）、侏羅系中統新田溝組（J2x）及第四系（Q），且埋深較大（600700 m）。現將地層由新到老分別簡述于下。（一）第四系（Q）厚07 m，主要分布于山間沖溝兩側和地勢低洼地帶，堆積物主要為風化殘坡積砂、粉砂、粘土、塊碎石土及少許沖積層。（二）侏羅系中統新田溝組（J2x）區內僅見其下部，灰色長石石英砂巖，平均厚10 m，砂巖之下有時見一層由油質砂巖、鈣質膠結的砂巖等角礫巖，角礫巖厚1 m。與下伏J1-2z呈假整合接觸。（三）侏羅系中下統自流井組（J1-2z）在區域上可分為三段，即大安寨段、馬鞍山段和東岳廟

12、段。大安寨段（J1-2z3）：厚26 m，上部為灰色厚層泥質灰巖，間夾鈣質泥巖、泥巖；下部由黃灰、紫灰色鈣質粘土夾灰色泥巖構成。馬鞍山段：（J1-2z2）：平均厚112 m，上部為紫紅、灰、綠色泥巖夾泥灰巖，厚55 m；中部為灰黃色薄中厚層長石石英砂巖，厚7 m；下部為紫紅、灰綠色粘土巖，有時夾黃灰色泥質砂層，厚50 m。東岳廟段（J1-2z1）：厚25 m，由淺灰、深灰色薄中厚層泥質灰巖，夾灰綠色、淺黃色薄層泥巖、鈣質泥巖組成。（四）侏羅系下統珍珠沖組（J1z）厚28 m，由紫紅色砂質泥巖和褐黃色泥巖夾灰色、灰綠色薄層中細粒長石石英砂巖組成。（五）三疊系上統須家河組（T3xj）區內含煤地層，

13、共分為六段，地表可見第五、六段。第六段（T3xj6）厚49.37 m，以泥巖、砂質泥巖和砂巖為主，底部含14層煤線，分別為老頂炭、泡炭、硬炭，僅硬炭局部可采。第五段（T3xj5）厚170 m，以長石石英砂巖為主，夾少量泥巖、砂質泥巖。砂巖底部有時夾12層厚約0.4 m角礫巖。第四段（T3xj4）厚約82 m，由灰黑色炭質泥巖、砂質泥巖為主，夾粉砂巖、細砂巖，有時呈互層狀產出。賦存有井田內次要可采煤層高炭煤層，復合結構、煤質差，厚度變化大（01.35m）。第三段（T3xj3）厚57.15 m，由深灰色中粒長石石英砂巖夾泥巖組成，底部有一層厚約0.07 m礫巖狀菱鐵礦。第二段（T3xj2）厚46.

14、6 m，灰黑色砂質泥巖、泥巖夾較多薄層粉砂巖和細砂巖，其上部有時夾12層煤線。第一段（T3xj1）厚75 m，以黑色碳質泥巖、砂質泥巖為主，夾砂巖、泥質砂巖，底部見灰褐、灰綠色泥巖、碳酸鹽巖、角礫巖。區內主要含煤段之一，產下元炭（分為下元炭1和下元炭2）、中元炭和上元炭。其中下元炭2較穩定。與下伏T2l呈假整合接觸。二、礦區構造井田在區域構造上位于資威穹隆背斜東部的傾沒端部位，傾伏角約3。背斜軸呈NE向延展。背斜兩翼皆有次級小型褶皺，尤以背斜軸部附近為甚，在開采中應引以注意。在井田內共見斷裂5條，其中F1地表跡象明顯，其余為施工過程中發現的隱伏斷裂。現擇其要者簡述與后。f3逆斷層呈NNESSW

15、延伸，長920m。斷距近10m，位于斷層之上138號孔為井田內四大噴氣、噴水鉆孔之一，更為嚴重的是在該斷層SW約500 m處131號孔噴氣、噴水更為厲害，當鉆孔揭穿T3xj1砂巖后，地下水噴出地表達16.14m，并噴出數噸原油和鹽鹵等。f4正斷層呈NEESWW延伸840 m，推測斷距近10 m，斷層帶上162號孔噴氣、噴水厲害，在井深444.04 m處遇天然氣無法下鉆。斷層以北400 m處161號孔，盡管離斷層較遠，噴氣、噴水現象也十分明顯。f5逆斷層出露于礦區北側勘探線上，呈SEENWW延伸，長1100 m，傾向SW，斷距10 m。141鉆孔揭露該斷層，在井深534.9536.95 m巖芯異

16、常破碎，且有涌水現象。綜上可見，該區隱伏斷裂及其附近地區是采煤作業的最大安全隱患區，加之下伏T2l為含油、含氣層，更加大了危險因素的存在。總體來說，礦區地質構造復雜程度屬中等類型。三、煤層、煤質（一）含煤性區內含煤地層為三疊系上統須家河組（T3xj），含煤層和煤線較多，具有工業價值者僅為下元炭、中元炭和高炭煤層，呈層狀或似層狀展布，延伸不穩定，厚度變化大。（二）可采煤層特征高炭煤層為井田內次要可采煤層，賦存于T3xj4上部，系復合結構，有05層夾矸，一般23層，厚01.35 m，平均0.83 m。中元炭煤層賦存于T3xj1中、上部，煤厚01.24 m，平均0.11 m。僅局部范圍內可達工業厚度

17、。下元炭2煤層為區內主采煤層，賦存于T3xj1中部，煤質較好，層位相對穩定。煤層厚度00.92 m，平均0.37 m；可采范圍內煤層厚度可達0.400.70 m。含12層夾矸。下元炭1煤層賦存于T3xj1下部，局部可采煤層，平均厚0.18 m，局部可達0.70 m。可采范圍內煤層厚度0.580.77 m，主要分布于雙河鎮北側1 km的局部地帶。下元炭1煤層距下元炭2煤層0.056.48 m，平均2.20 m；下元炭2煤層距高炭煤層平均202.16 m。（三）煤質高炭煤層呈黑灰灰黑色，以暗煤為主，亮煤次之，亮煤呈條帶狀分布于暗煤之中，性硬多呈塊狀，光澤屬暗淡至半暗淡型。下元炭2煤層呈黑色，以亮煤

18、為主、暗煤次之，暗煤呈條帶狀，呈光亮至半光亮型；下元炭1煤層呈黑色，以亮煤為主，暗煤次之，夾線狀鏡煤及絲炭，為光亮至半光亮型。根據儲量核實報告，各可采煤層原煤化學分析結果見表2-2-1。表2-2-1 各可采煤層化學分析成果表 項目煤層灰分Ad（%）揮發分Vdaf（%）全硫St,d（%）磷Pd（%）發熱量Qgr. d（MJ/kg）高炭32.5839.3320.000.301.060.00422.062下元炭222.7524.491.180.10622.06226.962下元炭111.7126.6417.7725.270.211.150.10621.39331.024（四）煤的分類及工業用途根據表

19、煤炭質量分級國家標準（GB/T15224.13-2004），區內高炭煤層屬高灰、特低中硫、低熱值煤；下元炭2煤層屬中灰、中硫、低高熱值煤；下元炭1煤層屬低中灰、特低中硫、低高熱值煤。根據中國煤炭分類國家標準（GB5751-86），高炭煤層屬一二號氣肥煤（QF），可作動力、民用及發電用煤等；下元炭2、下元炭1煤層屬1/3焦煤（1/3 JM），洗精煤為冶金煉焦用煤，中煤用于發電。四、水文地質條件區內主采煤層高炭、下元炭賦存于T3xj5、T3xj1，因此，區內主要充水含水層為可采煤層頂板T3xj5、T3xj1砂巖裂隙含水層。須家河組第五段（T3xj5）以細中粒長石石英砂巖為主，為裂隙含水層，地表僅在

20、溝谷中出露上、中段，有泉井9個，老窯水17個，較大水池5個，泉流量一般0.0060.015 L/s。CK17、144號鉆孔抽水試驗，單位涌水量分別為0.00027、0.00021 L/sm，富水性較弱。水質為HCO3-NaK型水，是開采高炭煤層時主要充水段。須家河組第一段（T3xj1）上部為中粒長石石英砂巖，鉆孔揭露該含水層時，噴氣、油、涌水者較多，131號孔鉆進該層頂部時，噴氣、涌水，水位高出地表達16.14 m，并噴出數噸綠色原油；162號孔在T3xj1上部長石石英砂巖（井深444.04 m）噴氣、涌水；159號孔抽水試驗，穩定水位高出地表41.68 m，水位降低164.45 m，單位涌水

21、量0.001284 L/sm，并有少量氣體逸出，水質為Cl-KNa+Ca型水。是未來開采下元炭煤層時主要充水水源。另外，大氣降水為區內地下水主要補給來源，老空水、斷層破碎帶水以及未封閉或封閉不良鉆孔水為老鷹巖井主要充水因素，因此，老鷹巖井水文地質條件屬中等類型。根據礦井提供資料，高炭煤層正常涌水量25 m3/h，最大涌水量35 m3/h；開采下元炭煤層枯水期礦井中涌水量約400600 m3/d，雨季涌水量約1800 m3/d。五、其它開采技術條件（一）煤層頂、底板情況高炭煤層頂板為灰黑色泥巖、砂質泥巖，厚04.75 m，平均1.00 m，底板為灰黑色泥巖、砂質泥巖夾薄層泥質粉砂巖，厚3.70

22、m。下元炭2煤層頂板上部為灰黑色泥巖、砂質泥巖，中、上部為細砂巖，厚3.7211.72 m，平均6.14 m，頂板上21.94 m為淺灰色細中粒長石石英砂巖夾12層泥巖、砂質泥巖，含油、氣、鹽鹵。底板為灰黑色泥巖、砂質泥巖夾薄層泥質粉砂巖，有時含油，下部為淺灰色細中粒長石石英砂巖，厚0.056.48 m，平均2.20 m。下元炭1煤層頂板為深灰灰黑色泥巖、砂質泥巖，有時含油，厚0.056.48 m，平均2.20 m，底板為粘土質泥巖、石英砂巖，層位穩定，厚011.16 m，平均3.07 m。（二）瓦斯根據內江市安全生產監督管理局（內安監救援【2009】218號）關于全市礦山瓦斯等級鑒定結果的通

23、知，內江市雙鷹公司老鷹巖井2009年絕對瓦斯涌出量為11.85m3/min，相對瓦斯涌出量為28.58m3/t，屬高瓦斯礦井。（三）煤的自燃傾向及煤塵爆炸危險性根據四川省煤炭產品質量監督檢驗站2003年12月31日提交的報告，高炭煤層自燃傾向性等級為類，屬自燃煤層；根據重慶煤炭質量監督檢驗站2005年1月19日提交的報告，下元炭2煤層自燃傾向性等級為類，屬容易自燃煤層。各煤層均有煤塵爆炸危險性。（四）地溫及沖擊地壓根據礦山周邊礦井向家寨煤礦的資料，本區地溫梯度小于3/100 m，即地溫增溫級大于33 m/，屬地溫正常區。根據地質報告和礦井實際揭露情況，并參照鄰近同一井田開采同一煤層資料，井田屬

24、地壓正常區，受沖擊地壓威脅可能性較小。第二章 井田開拓第一節 井田境界及儲量一、井田境界內江市雙鷹煤炭有限責任公司老鷹巖寺井位于資中縣雙河鎮內。1987年建井，1990年投產。老鷹巖井現持采礦許可證是在2004年11、下元炭2煤層，各拐點坐標如表2-1-1，面積12.3597km2，高炭采高為+320+203m；下元炭1、下元炭2采高50m-228m。表2-1-1 內江市（老鷹巖井）采礦證拐點坐標一覽表礦區拐點號X坐標Y坐標拐點號X坐標Y坐標高炭132815653547730063283790354786702328187035477207328313035478475332830403547

25、7520832829903547790043283120354768159328268035477795532843403547788010328240535478215下元炭1下元炭2132819503548015017328551035477270232808303547860018328586035477510332818403547760019328587035479315432815653547730020328649035479260532818703547702021328706535479480632827703547741522328731035478725732830403

26、547745823328737535478580832831203547682024328766035478270932840303547762525328812535478780103284665354775502632881103547907011328511535477340273287830354794651232850203547833028328740035479760133285390354786152932861353547996014328519035478160303284990354799401532854603547786031328351535479750163285

27、5803547766532328278035479190井田范圍無相連的小煤窯，在井田西南方向有葫蘆寺礦業公司，與本井有50m礦界煤柱相隔，在井田北部有興達煤業公司，與本井之間有300m無煤沖刷帶相隔。互無水力聯系，對本井無影響。故礦權上無爭議或糾分。二、儲量1、地質儲量根據四川省地勘局區域地質調查隊2003年6月提交的四川省資中縣資威煤田內江市雙鷹煤炭有限責任公司老鷹巖礦井下元炭儲量核實報告，在新增劃下元炭煤層采礦權范圍內，共核實111b+331+332級儲量8192k。根據四川省地質礦產公司2007年9月提供的內江市雙鷹煤炭有限責任公司（老鷹巖井）高炭資源儲量核實報告，在高炭煤層開采范圍內

28、，共核實122b+333級儲量1651.2kt。2、工業資源/儲量礦井工業資源/儲量應為地質資源量中探明的資源量331和控制的資源量332，經分類得出的經濟的基礎儲量111b和122b、邊際經濟的基礎儲量2M11和2M22，連同地質資源量中推斷的資源量333的大部。本礦井構造簡單，333儲量可信度系數按0.8計取，則礦井工業資源/儲量為 9756.2kt。各煤層工業資源/儲量計算如下：下元炭工業資源/儲量=111b+331+332=6494.0+386.0+1312.0=8192.0kt高炭工業資源/儲量=122b+333k=1216.2+435.00.8=1564.2kt3、礦井設計資源/儲

29、量礦井設計資源/儲量應為礦井工業資源/儲量減去計算的斷層煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑等永久煤柱。根據本礦煤層賦存位置及條件，礦井構造簡單，無大的斷層；地面僅一條小河和支線鐵路通過，但煤層埋藏較深，開采對其影響應較小，無需留設其他煤柱（國土資源部門劃界時已留煤柱）；因此礦井設計資源/儲量即為礦井工業資源/儲量。4、礦井設計可采儲量礦井設計可采儲量應為設計資源/儲量減去主要井巷等煤量后與帶區回采率的乘積，取帶區回采率93%經計算，現礦井設計可采儲量為約7216.8kt。第二節 礦井設計生產能力及服務年限一、礦井工作制度礦井年工作日為330a，每天三班作業，兩班采煤，一班準備，三班掘進。二

30、、礦井設計生產能力礦井設計生產能力，系根據地質勘探程度和井田地質構造，儲量、煤層生產能力、開采技術條件及市場供需情況等因素確定。2003年，通過技術改造，將原煤生產能力由90kt/a增至150kt/a，提升、通風、排水、運輸等主干系統按210kt/a設計。當時預計投產時高炭煤層將開采完畢，而其生產能力全集中于下元炭。但根據礦井生產揭露和對地質勘探工作的加強，礦井原高炭煤層尚余較多儲量，根據該礦2006年生產能力核定報告，高炭煤層生產能力為210kt/a，尚可服務8年左右；而原90kt/a增至150kt/a的擴建工程完畢后，高炭尚余較多資源。為合理利用已形成的高炭煤層和下元炭煤層生產系統，做大做

31、強企業，設計擬對全礦井生產能力進行調整，擬將生產能力進一步擴大至300kt/a，下元炭生產能力不變仍然維持150kt/a，高炭煤層生產能力調整至150kt/a，待高炭煤層開采完畢后，利用下元炭進行接替。三、礦井及水平服務年限 T= 式中：ZK 礦井（或水平）的可采儲量，萬t； A 礦井（或水平）設計生產能力，萬t/a； K 儲量備用系數，取K1.3。經計算，礦井擴建投產后至5.0年期間，礦井生產能力為300kt/a；5.0年后，礦井生產能力為210kt/a，可采期為19.0年；全礦總服務年限為24.0年，礦井服務年限基本滿足設計規范的要求。第三節 井田開拓一、礦井開拓方式礦井現為立井+斜井綜合

32、開拓方式，立井擔負礦井進風、運煤、行人等任務，斜井擔負礦井進風、材料、矸石運輸等任務，回風斜井擔負礦井回風任務。二、水平劃分根據煤層賦存情況和本礦井裝備水平，由于井田傾斜長度6km較長，階段斜長按500600m左右劃分，全礦井共劃分3個水平，即：高炭+237m水平、下元炭-90m水平、下元炭-180m水平，但考慮到下元炭0m以上尚有少量資源，增設一0m輔助水平。三、大巷布置本礦井主采煤層下元炭2和局部開采煤層下元炭1均屬極薄薄煤層，且間距較近，平均2m左右。根據目前施工揭露，下元炭煤層底板為礫巖，而下元炭煤層和高炭頂底板為砂巖或砂質頁巖，易于施工和維護，根據鄰近礦井經驗，設計擬將運輸大巷和回風

33、大巷均布置在煤層中。四、帶區劃分及開采順序（一）帶區劃分根據該礦煤層賦存情況、井型和技術水平，設計以人為邊界和自然邊界相結合方式劃分條帶。沿走向每隔800m左右劃分一個帶區。每個帶區傾斜長500800m，走向寬800m。每個帶區布置4個對拉工作面。全礦下元炭共劃分為22個帶區。（二）開采順序本礦下元炭煤層有兩層，即下元炭1、下元炭2。對于下元炭2和下元炭1煤層，則采用自上而下開采，即先開采下元炭2，然后開采下元炭1。帶區采用前進式開采，采煤工作面后式開采，以井筒為基準向東西兩翼邊界方向進行開采。水平間一般采用下行式開采方式。第三章 帶區布置及裝備第一節 帶區布置一、移交生產和達到設計能力時的帶

34、區數目，位置和工作面生產能力計算該礦開采兩層煤：高炭和下元炭，層間距約280m。輔助提升系統改造結束后，高炭煤層資源已經枯竭，因此，本設計在下元炭煤層置三個對拉工作面。根據下元炭煤層賦存情況及開采技術條件，按傾斜條帶布置，礦井改建移交生產和達到設計生產能力需布置三個條帶：在0m輔助水平XW2201帶區布置一個對拉工作面，在90m水平XE1101、XE1102帶區各布置一個對拉工作面。見圖F22251631。礦井投產時和達產時，由XW2201、XE1101、XE1102三個帶區（每個帶區一個對拉工作面）保證礦井300kt/a的設計生產能力。三個帶區三個對拉工作面生產能力按下面計算：A=LMrC=

35、6902000.451.60.97=96.4kt/a式中：AX一個對拉工作面的生產能力，kt/a； L工作面年推進度，690m； 一個對拉工作面長度，200m； M煤層平均厚度，0.45m； r煤的容重，1.6t/m3； C工作面回采率，97%。考慮5%的掘進出煤，XW2201帶區、XE1101和XE1102帶區共三個對拉工作面生產能力：A2X=31.05AX =31.0596.4=303.7kt/a上述計算表明，礦井布置三個對拉工作面（傾斜條帶）能達到303.7kt/a的礦井設計生產能力。二、開采順序根據礦井的現狀及主井井筒的位置，為節約投資，設計決定（立井井筒）東西兩側均采用帶區前進開采。

36、該礦系高瓦斯礦井，且瓦斯主要來源于采空區，為有利于采空區瓦斯的排放，設計決定傾斜條帶（工作面）均采用后退式回采。第二節 采煤方法一、采煤方法的選擇及其依據（一）采煤方法的確定本井田內地質構造及水文地質條件均較簡單，煤層傾角為34，僅井田西南端局部傾角5。礦井開采的煤層（下元炭2和下元炭1）的頂板多為泥巖或砂質泥巖，厚度不穩定，其性脆易風化，開采中極易冒落，較難管理。根據上述開采技術條件及該礦多年來的生產經驗，本礦井確定采用傾斜長壁采煤法。全部冒落法管理頂板。（二）工作面長度的確定本礦井為近水平極薄煤層，設計可采煤層為下元炭煤層。下元炭煤層亦系復合煤層，含夾矸12層；層位相對穩定，儲量計算范圍內

37、平均純煤厚0.45 m；采高0.8 m。根據高炭煤層和下元炭煤層平均煤厚及采高，在參考類似礦井的基礎上，結合該礦以往的生產經驗。各帶區對拉工作面長確定為200m（100m2）。二、工作面采煤、裝煤、運輸方式及設備選型該礦井設計生產能力300kt/a，屬小型礦井。由于開采的下元炭為極薄煤層，且均為復合煤層。移交生產和達產需三個對拉工作面XW2201帶區、XE1101和XE1102。平均純煤厚0.45 m；采高為0.8 m。根據目前省內開采極薄煤層的實際生產水平，并結合該礦以往的實際生產經驗，設計下元炭煤層回采工作面采用MG100-TP采煤機落煤，工作面安裝SGD420/22刮板運輸機將煤炭運至運

38、輸斜巷中的SGD420/30型刮板運輸機上再由皮帶外運。三、工作面支架及頂板管理方式下元炭煤層回采工作面選用DZ0830/100單體液壓支柱配HDJA-800鉸接頂梁支護，采用全部冒落法管理頂板，工作面夾矸用于回風斜巷沿空留巷砌筑和充填采空區。四、采煤工作面循環環數，日進度、年進度采煤工作面每天3個循環，循環率按87%計，一個循環進0.8m，月進度57.5m，年進度690m。五、條帶及工作面回采率經計算，帶區回采率為95%，工作面回采率為97%，符合規范規定。六、生產時主要材料消耗指標生產時要材料消耗指標如下：雷管：7500發/萬t；炸藥：2500kg/萬t；鋼材：10t/萬t；木材：30m3

39、/萬t第三節 巷道掘進一、巷道斷面及支護形式根據各巷道圍巖性質，服務年限、運輸、行人、通風等因素綜合考慮確定。軌道暗斜井、水平運輸大巷、回風斜井等為半圓拱，錨噴支護。工作面運輸巷、工作面回風巷等采用梯形斷面，金屬支架支護。詳見巷道斷面圖冊F2225-122。二、掘進工作面個數、掘進機械設備配備礦井擴建投產時，3個對拉工作面回采，6個掘進工作面掘進。各掘進工作面各配備風動鑿機（YT-27）2臺，全液壓側卸式裝巖機（ZCY-45）1臺，局扇（BKJ5.52）1臺，泥漿泵1臺，混凝土噴射機1臺。 四、采掘比例關系和矸石率予計礦井達產時，3個對拉工作面回采，6個掘進工作面掘進，采掘比為3:6，根據確定

40、的巷道掘進指標計算，回采工作面接替準備時間是充裕的。預計礦井的掘進出矸率為20%。五、井巷工程量和移交生產的三個煤量井巷工程量見表3-3-1表3-3-1 井巷工程量匯總表 順序項目名稱斷面形狀支護方式長度(m)掘進斷面積(m2)掘進體積(m3)煤半煤巖計煤半煤巖計一帶區12360m軌道暗斜井半圓拱錨噴55855810.15635.85635.820m軌道石門半圓拱錨噴3063068.72662.22662.230m輔助水平運輸大巷半圓拱錨噴4664669.14240.64240.642m回風大巷半圓拱錨噴4104107.22952.02952.0590m0m軌道暗斜井半圓拱錨噴2502508.

41、72175.02175.00m輔助水平回風斜巷半圓拱錨噴5755757.24140.04140.06-90m西主石門半圓拱錨噴6066068.75272.25272.27工作面運輸巷梯形金支6336335.83671.43671.49工作面回風巷梯形金支126512655.87337.07337.010工作面開切眼矩形單體支柱2002002.7540.0540.011其它梯形金支2002005.81160.01160.0合計546939786.0第四節 移交標準及建井工期本礦井擴建投產時移交3個帶區，3個對拉工作面。工作面總長度476638m，井巷工程總長度5469m，掘進總體積39786m3

42、。詳見表331。輔助提升貫通路線長2166m，貫通工期12.0個月，若需形成XW2201帶區XM220101、XW220102 對拉工作面，則施工工期為16.0個月。第四章 礦井通風與安全第一節 礦井通風一、礦井瓦斯、煤塵、煤層自然發火、地溫及沖擊地壓（一）礦井瓦斯1、瓦斯等級根據內江市安全生產監督管理局（內安監救援【2008】218號）關于全市礦山瓦斯等級鑒定結果的通知，內江市雙鷹公司老鷹巖井2008年絕對瓦斯涌出量為11.85m3/min，相對瓦斯涌出量為28.58m3/t，屬高瓦斯礦井。根據礦井開采下元炭實際情況，礦井下元炭瓦斯主要來源于采后破壞的煤層頂板須家河組二段砂巖含油含氣層及掘進

43、巷道遇裂隙導通雷口坡灰巖裂隙含氣層。另外，本煤層瓦斯涌出、鄰近煤層瓦斯涌出、圍巖裂隙中瓦斯涌出也是下元炭瓦斯來源之一。據礦方提供的資料，該礦下元炭采煤工作面風排瓦斯量為3.85m3/min，工作面瓦斯抽采純量為1.75m3/min，屬高瓦斯礦井。2、礦井瓦斯涌出量預測根據上述資料分析，雙鷹公司老鷹巖井二00八年度開采下元炭煤層標高在-90m以上，地面標高為+430m以上，開采平均深度在450m以上，都處于瓦斯風化帶以下，故按下式確定a值：a=（H1H0）/(q1q0)式中：H1瓦斯帶內1水平的開采深度，m；H0瓦斯風化帶深度，m；取60m。Q1在H1深度開采時的相對涌出量，m3/t；Q0瓦斯風

44、化帶的相對涌出量，m3/t；取2 m3/t。代入數據得：a=（45060）/(28.582)=14.67m/（m3/t）。預計礦井技改投產時開采XE1101、XE1102、XW2201帶區，開采最大深度為496.8m，預計礦井相對瓦斯涌出量為：q =（496.860）/14.67+2=31.78m3/t。根據周圍生產礦井瓦斯等級簽定相關參數，采用礦山統計法預測礦井瓦斯涌出量為31.78m3/t，絕對量為20.08 m3min，此時采煤工作面瓦斯涌出量為5.6m3min，以此參數確定采煤工作面抽采和配風。（二）煤塵爆炸性根據四川省煤炭產品質量監督檢驗站2003年12月31日提交的報告，該礦所采高

45、炭煤層有煤塵爆炸危險；根據重慶煤炭質量監督檢驗站2005年1月19日提交的報告，該礦所采的下元炭2有煤塵爆炸危險。因此在生產中必須采取除塵措施，設置隔爆設施，以防煤塵爆炸。（三）煤的自燃傾向性根據四川省煤炭產品質量監督檢驗站2003年12月31日提交的報告，該礦所采高炭煤層煤的自燃傾向性為自燃；根據重慶煤炭質量監督檢驗站2005年1月19日提交的報告，該礦所采的下元炭2煤層煤的自燃傾向性為容易自燃。因此在生產中必須采取防治自燃發火措施。（四）地溫據礦井生產揭示，區內無地溫異常區，井下溫度較低，無熱害危及礦井安全生產，據地質資料，深部區域也無地溫異常區。 (五)沖擊地壓礦井無沖擊地壓顯現，屬正常

46、地壓礦井。二、礦井通風方法及通風方式（一）通風方法由于該礦為高瓦斯礦井，選擇抽出式通風方法通風。（二）通風方式礦井采用中央并列式通風方式。采煤工作面采用“W”型通風，掘進工作面采用局部通風機壓入式通風。三、風井數目、位置、服務范圍及服務時間礦井目前有3個井筒，即主立井、斜井和+436m回風斜井。主立井和斜井進風，+436m回風斜井回風。+436m回風斜井服務于整個礦井的開采時期。礦井技改后井筒不變。四、礦井總需風量、總阻力計算礦井風量計算方法依據煤礦安全規程和采礦工程設計手冊，礦井技改后按照3個傾斜長壁對拉采煤工作面，6個掘進工作面，滿足生產能力300kt/a進行計算。（一）礦井總需風量計算1

47、、按井下同時工作的最多人數需要風量計算Q=4NK式中：N井下同時工作的最多人數，人； 4每人每分鐘供風標準，m3/min.人； K礦井通風系數，礦井采用中央并列式通風，取1.25；Q=42701.25 =13503/min22.5m3/s2、按采煤、掘進、硐室及其它地點實際需要風量進行計算Q=（Q采+Q掘+Q硐+Q它）K式中：Q采、Q掘、Q硐、Q它分別為采煤工作面、掘進工作面、獨立通風硐室及其它行人、維修巷道所需風量的總和，m3/ min；K礦井通風系數，礦井采用中央并列式通風，取1.25。（1）采煤工作面需風量計算 按瓦斯（或二氧化碳）涌出量計算Q采=100q采Kc式中：Q采對拉采煤工作面供

48、風量，m3/min；q采對拉采煤工作面絕對瓦斯涌出量，m3/min。下元炭煤層瓦斯涌出量為5.6m3/min，煤層瓦斯抽采按31.25（礦井目前實際抽采率），瓦斯抽采量為5.631.251.75m3/min，風排量為5.6-1.753.85 m3/min。Kc 工作面瓦斯涌出不均衡系數,取1.6。經計算，每個對拉采煤工作面Q采616.0m3/min。 按炸藥使用量計算因該礦井采煤工作面為機采，采煤工作面只需少量炸藥，故該項不進行風量計算。 按工作人員數量計算Q采=4 nc式中：4每人每分鐘供風標準，m3/min.人；nc每個采煤工作面同時工作的最多人數，取30人。經計算，每個采煤工作面Q采為1

49、20m3/min。按工作面溫度計算Q采=60VcSc Ki式中：Vc回采工作面適宜風速，取1.2m/s；Sc回采工作面平均有效斷面，按最大和最小控頂有效斷面的平均值計算，下元炭取3.2 m2；Ki 工作面長度系數，取1.0。經計算，下元炭對拉工作面Q采462m3/min。 按風速驗算 15ScQ采240Sc式中：Sc回采工作面平均有效斷面，有效斷面在3.2m2，每個對拉采煤工作面取以上計算風量的最大值616.0m3/min。經驗算，所配風量符合要求。（2）掘進工作面需風量計算 按瓦斯（或二氧化碳）涌出量計算Q采=100q掘kd式中：Q掘掘進工作面供風量，m3/min；q掘掘進工作面平均絕對瓦斯

50、涌出量，m3/min，根據礦井生產實際下元炭煤層取0.75m3/min計算。kd 掘進工作面瓦斯涌出不均衡系數，炮掘工作面取2.0；經計算，每個掘進工作面Q掘150m3/min。 按炸藥使用量計算Q掘=25 Aj式中：Aj掘進工作面一次使用最大炸藥量，取5；經計算，每個工作面Q掘125m3/min。 按局部通風機吸風量計算Q掘=QfIkf式中：Qf掘進工作面局部通風機額定風量，取120 m3/min； I掘進工作面同時運轉的局部通風機臺數，取1臺； kf風量備用系數，取1.43。經計算，每個掘進工作面Q掘171.6m3/min。 按工作人員數量計算Q掘=4 nj式中：4每人每分鐘供風標準，m3

51、/min.人；nj掘進工作面同時工作的最多人數，取10人。經計算，每個工作面Q掘為24m3/min。 按風速驗算 15SjQ掘240Sj式中：Sj掘進工作面巷道過風斷面，m2。掘進工作面取以上計算風量的最大值171.6m3/min，經驗算，所配風量符合要求。（3）硐室配風量計算采區變電所、爆炸材料庫及機車充電變流硐室為獨立通風硐室。采區變電所配風量計算礦井采區變電所為獨立供風硐室，按采區變電所運行的變壓器發熱量進行計算：Q硐變Q硐變采區變電所供風量, m3/min；3600熱功當量，1Kwh=3600kJ；W采區變電所中運行的變壓器總功率(按全年中最大值計算)，Kw，本礦每個采區變電所中運行的

52、變壓器總功率為280Kw； 變壓器發熱系數，取0.03；空氣密度，取1.2/m3；Cp空氣的定壓氣熱，取1.000 kJ/K；t采區變電所進回風溫差，本礦采區變電所進回風溫差為4。Q硐變105m3/min，本礦共有3個采區變電所Q硐變315m3/min。爆炸材料庫配風量計算按庫內空氣每小時更換4次計算Q硐爆Q硐爆爆炸材料庫硐室供風量，m3/min；4爆炸材料庫總容積的倍數；V爆炸材料庫總容積，1500m3；60每小時分鐘數。Q爆100m3/min充電硐室配風量計算按其回風流中氫氣濃度小于0.5%計算。Q硐充200qdqd充電硐室在充電時產生的氫氣量，m3/min，取0.7 m3/minQ硐充2

53、000.72280m3/minQ硐Q硐變+Q硐爆+Q硐充315+100+280= 695m3/min（4）其它維修、行人巷道配風量計算礦井技改投產時其它維修、行人巷道配風Q它為600m3/min。礦井技改投產時總需風量為：Q技改 =（6163171.66695600）1.25=5215.75m3/min =86.93m3/s 取87.0m3/s3、礦井風量分配礦井技改投產時，3個對拉采煤工作面、6個掘進工作面，根據用風地點的實際需要配風如下：每個對拉采煤工作面配風12.0 m3/s，采煤工作面共配風36.0m3/s；每個掘進工作面配風4.0m3/s，6個掘進工作面共配風24.0m3/s，硐室和

54、其它維修行人地點共配風27.0m3/s。礦井總風量為87.0m3/s。礦井技改投產時風量分配見表5-4-1。（二）礦井通風總阻力計算1、通風摩擦阻力計算公式如下：h=式中：h通風摩擦阻力，Pa； 井巷摩擦阻力系數，N.S2/m4 L 井巷長度，m； P 井巷凈斷面周長，m； Q 通風井巷的風量，m3/s； S 井巷凈斷面面積，m2；通風局部阻力取同時期摩擦阻力的15。經計算，礦井技改投產時，回風斜井通風阻力為1417Pa(詳見表5-2-2)，風量為87.0 m3/s。表4-4-1 礦井技改投產時風量分配表用 風 類 別用 風 地 點配 風 量（m3/s）采煤XW220101采煤工作面6.0XW

55、220101采煤工作面6.0XE110101采煤工作面6.0XE110102采煤工作面6.0XE110201采煤工作面6.0XE110202采煤工作面6.0小 計36.0掘進1#掘進工作面4.02#掘進工作面4.03#掘進工作面4.04#掘進工作面4.05#掘進工作面4.06#掘進工作面4.0小 計24.0硐室帶區變電所（三個）6.0爆破材料庫3.0充電變流硐室（二個）6.0小 計15.0其它聯絡巷及回風巷（六條）12.0小 計12.0合 計87.02、礦井自然風壓和礦井總阻力：由于礦井采用立井+斜井綜合開拓，主立井井深為522m，已超過400m，需計算礦井的自然風壓，自然風壓計算如下：采用平

56、均密度法計算自然礦井風壓：式中：he礦井自然風壓，Pa；Z進、回風井間空氣柱的垂直高度522m；1進風側空氣柱的平均密度，kg/m3；2回風側空氣柱的平均密度，kg/m3；其中：=；g重力加速度,取9.8m/s2；Pi進風側（地表）平均大氣壓力為101000Pa，回風側平均大氣壓為100800Pa；t溫度，進風側空氣柱的平均溫度為21，回風側空氣柱的平均溫度為24。1=1.1972=1.18467.0 Pa則礦井技改投產時：h易1417Pa67Pa=1350Pa h難1417Pa67Pa=1484Pa經計算礦井技改投產時通風阻力：容易為1350Pa，困難為1484Pa。（三）對礦井通風狀況的評

57、價1、礦井通風的總風阻：礦井技改投產時：R=2/m82、礦井等積孔礦井技改投產時：A=1.19Q/=2.69m2表4-2-2 內江市老鷹巖煤礦通風負壓計算表序號巷道名稱斷面形狀支護方式阻力系數凈周長巷道長凈斷面風量風阻風速負壓P（m）L（m）S（)Q（m3)R（k）V（m/s)1主立井圓形混凝土0.003917.352223.866.00.002612.7711.382井底車場半圓拱砌碹0.00512.110010.166.00.005876.5325.583-90m東主石門半圓拱砌碹0.00512.13010.156.00.001765.545.524-90m東主石門半圓拱砌碹0.00512

58、.122510.155.00.013215.4539.975-90m東主石門半圓拱砌碹0.00512.18910.152.00.005235.1514.136-90m水平運輸大巷半圓拱砌碹0.0059.54966.326.00.094224.1363.697-90m水平運輸大巷半圓拱砌碹0.0059.51006.322.00.0193.499.198工作面運輸巷梯形金屬支架0.028.65054.512.00.95322.67137.269采煤工作面矩形金屬支柱0.0357.21003.26.00.769041.8827.6910工作面回風巷梯形金屬支架0.0284823.96.01.3000

59、91.5446.8011-88m回風大巷半圓拱砌碹0.0058.72005.216.00.061873.0815.8412-88m回風大巷半圓拱砌碹0.0058.74795.226.00.148195.00100.1813-88m回風大巷半圓拱砌碹0.0058.71245.229.00.038365.5832.2614-90m回風石門半圓拱砌碹0.00512.128310.155.00.016625.4550.2715回風上山半圓拱砌碹0.00511.62559.358.00.018396.2461.8616回風上山半圓拱砌碹0.00511.6729.360.00.005196.4518.69

60、17下元炭總回風上山半圓拱砌碹0.00512.551310.885.00.036997.87267.2618下元炭總回風斜巷半圓拱砌碹0.00511.61879.353.00.013485.7037.8819+436m回風斜井半圓拱砌碹0.00611.63359.387.00.028999.35219.4020+436m回風斜井半圓拱砌碹0.00611.6509.387.00.004339.3532.7521引風道半圓拱混凝土硁0.003911.6359.387.00.001979.3514.9022小計1232.5023加15%局部阻力184.8724合計1417該礦井技改投產時通風阻力等級

61、為小阻力通風，通風難易程度為容易。五、通風設施、防止漏風和降低風阻的措施 （一）通風設施1、為使風流按擬定路線流動，控制各用風地點的風量，在井下的有關巷道中設置了風門、調節風門、密閉墻等通風構筑物。2、當進風井筒、進風巷道及井下主要地點發生火災，為避免火災事故的擴大需要反風時，可通過回風井的軸流式通風機反轉實現反風。（二）防止漏風的措施1、巷道掘進時應加強通風管理。風筒力求吊掛平直，局部通風機應墊高（或懸掛）保持與風筒成一直線；注意不斷改進柔性風筒的接頭方法以減少漏風，必須保證掘進工作面有足夠的風量。2、生產中應加強通風管理，采取行之有效的措施，把采空區漏風減少到最低限度。3、風門、風墻及調節

62、風窗等通風構筑物應盡量設置在圍巖堅固、地壓穩定的地點。4、采過的采區和工作面應及時封閉，以盡量避免采空區或附近煤柱裂隙漏風量增加。5、降低用風地點的風阻，以減少其鄰近漏風通路的漏風量。6、生產時應設專人負責通風構筑物的檢查與維修。（三）降低風阻措施 1、要維護好各條井筒、主要運輸大巷、回風大巷、回風井等主要巷道，適當增加巷道斷面積，以降低通風風阻，提高通風等積孔。2、礦井要遵循正規的采掘作業順序和回采工藝，縮短通風路線，降低通風風阻。3、砌碹巷道的周壁應盡可能光滑，金屬支架支護的巷道要剎幫背頂且架設整齊。4、擴大巷道斷面是降低摩擦阻力的主要措施，會使摩擦阻力顯著地減少。5、進入風硐的轉彎處，除

63、做成圓滑的壁面外，還應設置導風板。第二節 礦井瓦斯抽放 一、礦井瓦斯抽采現狀內江市雙鷹公司老鷹巖煤礦目前瓦斯抽采實際情況：礦井瓦斯抽采純量為3.5 m3/min，每個下元炭煤層采煤對拉工作面瓦斯抽采量為1.75 m3/min，有兩個下元炭煤層對拉采煤工作面生產。對拉采煤工作面實際配風量為550m3/min，對拉采煤工作面回風瓦斯濃度最大為0.7%，滿足回采工作面安全生產要求。二、礦井技改后瓦斯抽采規模礦井技改投產時，有三個下元炭煤層對拉采煤工作面，每個對拉采煤工作面瓦斯抽采規模仍按1.75 m3/min計算，礦井瓦斯抽采規模為5.25 m3/min，同時按10%的抽采不均衡系數計算，礦井瓦斯抽

64、采規模調整后為5.8m3/min。工作面配風量為360 m3/min，能夠滿足回采工作面瓦斯超限治理需要。三、礦井初步設計瓦斯抽采能力（一）礦井設計抽采規模礦井斯抽采規模為：10.59 m3/min。（二）抽采瓦斯方法選用采空區瓦斯抽放和圍巖瓦斯抽放方法。1、采空區瓦斯抽放方法采煤工作面回采結束后，密閉工作面進、回風巷，采用插管抽放方法抽采采空區瓦斯。2、圍巖瓦斯抽放方法在采煤工作面的進、回風巷中，每隔15 m向頂板含油氣層布置一組鉆孔抽采頂板含油氣層瓦斯。若掘進工作面遇裂隙、斷層等導通雷口坡組含油氣層，則由掘進巷道向裂隙帶或斷層帶施工鉆孔進行抽放。 （三）抽采參數1、抽放時間：根據鉆孔控制區

65、域的瓦斯儲量和抽出率來確定，統計分析各處瓦斯的抽放量和抽出率，確定抽出時間。2、抽放負壓：鉆孔孔口抽放負壓不低于13kPa。3、礦井抽出率：瓦斯抽采率為31.25%。4、鉆孔直徑：抽放鉆孔直徑為65mm。5、鉆孔長度：鉆孔長度2060m。6、鉆孔間距：在采煤工作面的進、回風巷中，每隔10 m向頂板含油氣層布置一組鉆孔抽采頂板含油氣層瓦斯。鉆孔終孔間距10m。（四）鉆場及鉆孔布置在采煤工作面的進、回風巷中，每隔15 m向布置一個鉆場，向頂板含油氣層布置7個鉆孔抽采頂板含油氣層瓦斯，鉆孔終孔間距15m。（五）抽放泵型號礦采用2BE 353-0型水環式真空泵，共2套（其中1套備用），其參數見表4-5

66、-1。表4-5-1 2BE 353-0型水環式真空泵主要技術參數型號最高吸入負壓（KPa）最大抽氣量（m3/min）轉 速(r/min)電機功率(Kw)耗水量（L/min）2BE 353-0-96.773.349011080四、結論礦井現使用的瓦斯抽采系統是按10.59 m3/min設計，礦井技改投產時，礦井瓦斯抽采規模達到5.8m3/min，就能滿足礦井瓦斯超限治理要求，因而現有礦井瓦斯抽采系統能滿足礦井技改后礦井瓦斯抽采需要，不對礦井瓦斯抽采系統進行重新設計。五、抽采瓦斯組織管理及主要安全技術措施本礦井瓦斯抽放工作制度為三班制。為了保證安全、正常地進行瓦斯抽放工作，提高瓦斯抽放效果，按照煤

67、礦安全規程和礦井瓦斯抽放管理規范的有關規定，在安全和組織管理方面考慮了以下措施。（一）組織管理1、建立抽放瓦斯的專門機構，配備專業施工隊伍，負責瓦斯抽放工程的施工和日常管理工作。所有人員必須經過培訓合格后才能上崗。2、瓦斯移動泵站的設備和管路系統除日常檢查外，應建立定期檢查維修制度。3、在各抽放區主管和分支管路上安設有瓦斯流量、濃度、負壓等檢測裝置，同時還配備專人定期進行巡回檢測，以便掌握不同地點的抽放狀況。此外，還配有專人進行放水和管路維護，處理管路積水和漏氣，以保證管路暢通無阻。4、對抽放方法及其有關參數，需在抽放實踐中進一步考察和驗證，確定合理的綜合抽放方法。達到合理布置鉆孔，提高抽放效

68、果。（二）鉆孔設計及施工1、鉆孔設計（1）各種鉆孔設計必須說明鉆孔的性質、目的、用途、參數（包括方位、傾角、孔深、開孔位置、終孔位置、孔徑、封孔長度、投入抽放時間等）。（2）鉆孔設計經總工程師批準后，方能安排施工。局部地點補孔、修改設計由單位技術負責人批準并經通風部門同意后方可安排施工。2、鉆孔施工管理（1）放線抽放鉆孔由施工隊放線，現場標明鉆場編號和每個鉆孔的開孔及鉆孔中線。（2）施工與終孔 開孔時施鉆人員必須核對孔號及參數，確認無誤后方可開鉆。鉆孔如達到設計長度仍未見設計終孔層位不得終孔，但已超設計長度10米以上，施工隊將問題反映到通風科，由通風科牽頭會同生產部研究分析修改設計后施工。現場

69、條件變化需修改設計參數，必須經通風科同意，否則不得施工。（3）鉆孔方位、傾角誤差不超過20。（4）鉆孔施工時，鉆孔必須作好原始記錄，準確記錄鉆孔實際參數，煤巖位置及長度和其它異常情況。（5）在井下鉆孔地點，安設有瓦斯遙測斷電儀，一旦瓦斯超限，自動切斷鉆機電源，并發出報警。打鉆人員應及時撤離施工地點。在打鉆過程中，如遇鉆孔瓦斯壓力和涌出量較大時，應加強通風并采取防止瓦斯噴出的措施，以保證施工人員的安全。（6）鉆機的操作人員必須經過專門培訓后方可上機的操作，必須嚴格遵循鉆機的操作規程和安全注意事項。操作人員不能靠近旋轉部件和滑動部件站立；不能把手放在夾盤和鉆桿夾持器之間；不能穿太松的衣服和使用手動

70、工具；在馬達和水泵周圍須安設保護裝置；操作者應嚴密注視著鉆桿的位置和它的運動，防止鉆桿被卡住；助手不要正對著站在鉆桿的后面。3、封孔與投入抽放（1）施工期間鉆場內已施工鉆孔應臨時封堵或引排到巷道風流中，不得出現瓦斯超限。鉆場結束后一周內必須按質量標準封孔。（2）鉆孔封孔后一周內必須投入抽放。（3）封孔必須采用機械封孔，嚴禁采用手工和倒漿方式封孔。4、抽放系統管理（1）抽放瓦斯移動泵站內配有自動監測裝置，監測抽放管內的瓦斯流量、濃度、負壓和泵房內的瓦斯濃度、真空泵供水狀態等參數，一旦出現異常，自動切斷真空泵電機電源。（2）瓦斯抽放系統運行前，必須對瓦斯抽放泵及管路系統進行全面檢查維修，檢查內容：

71、瓦斯抽放泵電器設備的完好，水電閉鎖、瓦斯電閉鎖、供水及排水系統等。正負壓側管路的密封，管路內的銹垢等，確認無問題方可正常運行。（3）新安裝的抽放管路，使用前須使用壓風沖刷，且在抽放管路負壓側安裝鐵篩網裝置過濾。必須保護好瓦斯抽放管路（為方便識別，抽放管路涂紅色防腐漆），嚴禁砸撞管路，一旦撞壞，必須立即通知移動泵站司機停泵，并匯報調度室處理。（4）加強瓦斯抽放泵正、負壓側管路檢查和維修，每天安排專人對所有管路進行巡回檢修，發現問題及時處理，確保抽放管路處于完好狀況。（5）加強井下放水工作，杜絕水堵，每班必須走遍全區各放水點，并有針對性地加強重點區域及水量大的點的放水。第五章 提升、通風設備第一節

72、 提升系統一、礦車礦井輔助提升系統改造后，需要增加各類型的礦車數量，其中采煤機采用拆卸運輸（最大不可拆卸部件重量為4t）。礦車類型及數量見表5-1-1。表5-1-1 礦車規格表礦 車類 型型 號載重量（t）軌距（mm）軸距（mm）外型尺寸（mm）自重（kg）數量（輛）名義最大長寬高1 t固定式礦車MGC1.1-6A11.860055020008801150592501 t材料車MLC1-6A1260055020008801150494101 t平板車MPC1-6A12600550200088041046483t平板車MPC3-635.56001100240010504155305二、+236m

73、0m軌道暗斜井為了滿足運輸的需要，改造后的+236m0m軌道暗斜井（斜長為558m、傾角為25）采用雙滾筒提升，擔負0m水平的輔助運輸任務。（一）設計依據1、提升能力：矸石30kt/a、材料、設備等；2、礦車型號：MGC1.1-6A型固定式礦車3、提升型式：單繩纏繞式提升；4、井筒參數：斜長為558m；傾角為25；5、設備：4次/班；6、炸藥：2次/班；7、雷管：2次/班；8、木材：4次/班；9、鋼材：4次/班；10、車場型式：上、下平車場，L=20m；11、工作制度：年工作日330d，每天凈提升時間為12h。（二）設備選型1、一次提升礦車數初選速度v=3.42m/s，計算一次提升循環時間為T

74、=235sQ= 1.25AT/（3600330t0.9）=1.25150000235/（3600330120.9）=3.43t一次提升3輛裝矸車（每輛載重1.80.85=1.53t）時，下放4輛空車（0.592t）或2輛材料車或2輛平板車。2、鋼絲繩選擇繩端荷重：Qd= n（q+q0）（sin+1cos）=3（1530+592）（sin25+0.015cos25）=2777kg提升選用6V24+7FC-20-1570-光型鋼絲繩，d=20mm，Pk=1.49kg/m，=1570MPa，F0=24364kg。最大靜張力：F = n（q+q0）（sin+1cos）+ LPk（sin+2cos）=3

75、（1530+592）（sin25+0.015cos25）+1.49598（sin25+0.2cos25）=3315kg安全系數校核：m= F0/ F=24364/3315=7.46.5鋼絲繩安全系數符合煤礦安全規程的規定。3、提升絞車選擇確定滾筒直徑：Dg=6020=1200mm+236m0m軌道暗斜井選用1臺2JTPB-1.61.2/24（加寬）型提升絞車，絞車允許最大靜張力為4500、允許最大靜張力差為3000；滾筒直徑為1600、寬度為1200；絞車配置1臺YB2315M-6型隔爆電動機（90kW，660V，980r/min，4.15kg/m2，94.5%），提升速度為3.42m/s。4

76、、提升絞車驗算：纏繩層數：KC=（L+30+7D）（d+）/（DpB）=（628+35.2）22/（1968）=2.43最大靜張力：FZ=n（q+q0）（sin+1cos）+ LPk（sin+2cos）=41592（sin25+0.015cos25）+1.49598（sin25+0.2cos25）=3315kg4500kg最大靜張力差：FC=n（q+q0）（sin+1cos）+ LPk（sin+2cos）- nq0（sin+1cos）=3315-4592（sin25+0.015cos25）=2282kg3000kg等效力：Fdx=1920kg等效功率：Ndx=1.1Fdxv/ （102c）=

77、1.119203.42/（1020.85）=84kW90kW過載系數：= Fmv/（102cdN）=34633.42/（1020.850.94590）=1.612.00.85=1.7所配置的電動機是合適的，符合要求。5、其它選取天輪：Dt=4020=800mm，選用TD1000/800型游動天輪。選用ZDC30-1.5型常閉式斜井防跑車裝置一套。選用單道、600mm軌距的阻車器。提升絞車配置隔爆變頻調速控制裝置，以便節能運行。6、最大班提升平衡表表5-1-2 最大班提升時間平衡表提升項目提升量一次提升量實際提升次數一次提升循環時間（s）提升時間（s）矸石41.31t4.59t92352115木

78、材4235940鋼材4235940炸藥2295590雷管2295590設備4235940其他52351175合計最大班提升時間為7290s，即2h6h7290提升能力：A=3600330124.59/（1.15235）=241.6kt/a提升富余系數為241.6/150=1.61，滿足礦井生產的要求。7、提升系統布置及速度、力學性能提升系統布置見圖5-1-1，提升系統速度、力學性能見圖5-1-2。 圖5-1-1 +237m0m軌道暗斜井提升系統圖圖5-1-2 +236m0m軌道暗斜井提升速度圖、力圖三、0m-90m軌道上山為了滿足運輸的需要，改造后的0m-90m軌道上山（斜長為250m、傾角為

79、20）采用單滾筒提升，擔負-90m水平的輔助運輸任務。（一）設計依據1、年提升量：提升材料、設備等；2、礦車型號：MLC1-6A型材料車、MPC1-6A型平板車；3、提升型式：單繩纏繞式提升；4、井筒參數：斜長為250m；傾角為20；5、設備：2次/班；6、炸藥：1次/班；7、雷管：1次/班；8、木材：2次/班；9、鋼材：2次/班；10、車場型式：上、下平車場，L=15m；11、工作制度：年工作日330d，每天凈提升時間為12h。（二）設備選型1、一次提升礦車數提升普通設備或材料（2t）時，一次提升或下放2輛材料車或2輛平板車。當提升較大件設備（24t）時，只提升或下放1輛MPC3-6型3t平

80、板車。2、鋼絲繩選擇繩端荷重：Qd= n（q+q0）（sin+1cos）=22464（sin20+0.015cos20）=1755kg提升選用6V24+7FC-20-1570-光型鋼絲繩，d=20mm，Pk=1.49kg/m，=1570MPa，F0=24364kg。最大靜張力：F = n（q+q0）（sin+1cos）+ LPk（sin+2cos）=22464（sin20+0.015cos20）+1.49280（sin20+0.2cos20）=1975kg安全系數校核：m= F0/ F=24364/1975=12.336.5鋼絲繩安全系數符合煤礦安全規程的規定。3、提升絞車選擇確定滾筒直徑：D

81、g=6020=1200mm0m-90m軌道暗斜井選用1臺JTPB-1.21.0/24型提升絞車，絞車允許最大靜張力為3000；滾筒直徑為1200、寬度為1000；絞車配置1臺YB2315S-6型隔爆電動機（75kW，660V，980r/min，3.75kg/m2，93.5%），提升速度為2.56m/s。4、提升絞車驗算：纏繩層數：KC=（L+30+7D）（d+）/（DpB）=（310+26.4）22/（1240）=1.93最大靜張力：FZ=n（q+q0）（sin+1cos）+ LPk（sin+2cos）=22464（sin20+0.015cos20）+1.49280（sin20+0.2cos2

82、0）=1975kg3000kg等效力：Fdx=2142kg等效功率：Ndx=1.1Fdxv/ （102c）= 1.121422.56/（1020.85）=70kW75kW過載系數：= Fmv/（102cdN）=26302.56/（1020.850.93575）=1.12.00.85=1.7所配置的電動機是合適的，符合要求。5、其它選取天輪：Dt=4020=800mm，選用TD1000/800型游動天輪。選用ZDC30-1.5型常閉式斜井防跑車裝置一套。選用單道、600mm軌距的阻車器。提升絞車配置隔爆變頻調速控制裝置，以便節能運行。6、最大班提升平衡表表5-1-3 最大班提升時間平衡表提升項目

83、提升量一次提升量實際提升次數一次提升循環時間（s）提升時間（s）木材2316632鋼材2316632炸藥1376376雷管1376376設備2316632其他3316948合計最大班提升時間為3596s，即1h6h35967、提升系統布置及速度、力學性能提升系統布置見圖5-1-3，提升系統速度、力學性能見圖5-1-4。 圖5-1-3 0m-90m軌道暗斜井提升系統圖圖5-1-4 0m-90m軌道暗斜井提升速度圖、力圖四、提升安全1、斜井提升系統設置有斜井防跑車裝置、阻車器、擋車攔等，并保證其聲光信號完好、齊全，用以防止事故的發生。2、絞車提升用鋼絲繩安全系數計算值均大于煤礦工業礦井設計規范的規

84、定值6.5，符合要求。3、嚴禁有超載、超掛、蹬鉤、扒車現象，以防止提升安全事故的發生或電機過負荷運行帶來的損壞和事故；經常檢查提升各個部位、環節，發現問題及時處理，做到及時消除安全隱患。第二節 通風設備該礦為高瓦斯礦井，采用中央并列式通風方式、抽出式通風方法。新鮮空氣從主立井（+436m）、斜井（+428.5m）進入，有害氣體從回風斜井（+436m）排出。一、設計依據1、礦井通風風量：87m3/s2、礦井通風阻力：1417Pa3、自然風壓：67Pa二、設計選型礦井主要通風設備應具備的通風風量及通風風壓如下：1、通風機工作風量：Qf=KQ=1.058791.4m3/s2、通風機工作靜壓：H =H

85、+Hz+Hn=1417+250+67=1734Pa3、主要通風機選擇：礦井回風斜井利用現已安裝的2臺BDK（）8-24型隔爆對旋軸流式主要通風機，其中1臺運行、1臺備用；每臺風機配置2臺YBF450S1-8型隔爆電動機（2200kW，6kV，740r/min）。主要通風機參數如下：主通風機型號風量范圍(m3/s)風壓范圍(Pa)電機功率(kW)BDK（）8-24型3012080040002200kW4、主要通風機運行工況點：（1）通風網路阻力系數計算：R=H/Qf2=1734/91.42 =0.208（2）通風網路特性曲線方程：H=RQ2=0.208Q2（3）主要通風機運行工況，運行工況點參數

86、如下： Q工=93.6m3/s H工=1820Pa 工=0 工=72%主要通風機運行工況點M見圖5-2-1。圖5-2-1 主要通風機運行工況圖根據通風機運行工況點，可知主要通風機在通風各個時期均在高效的區域內穩定、可靠的運行。5、主要通風機電機運行功率計算：N=KQ工H工/（1000c1）=1.1593.61820/（9800.72）=278kW每臺風機配置2臺YBF450S1-8型隔爆電動機（2200kW，6kV，740r/min），滿足通風的需要。三、調節、反風措施主要通風機配置風門及風門啟閉裝置、集流器等裝置。主要通風機房設用于檢測通風風量、阻力、風速等儀器，以便在使用中必要時調節主要通

87、風機的葉片角。主要通風機房設置直通礦井調度室的電話。備用的主要通風機能保證在10min內啟動。主要通風機設置剎車裝置，當反風時保證在10min內完成反風。主要通風機裝設變頻調速控制裝置，實現調速、節能運行。該礦采用抽出式通風方法，通過電動機反轉進行反風，由電動機的正、反轉切換控制裝置實現反風，并確保主要通風機在各種工況下風機反轉反風率達到40%以上。礦井每季度至少檢查1次反風設施，每年進行1次反風演習；在礦井通風系統有較大變化時，應進行1次反風演習。第六章 電 氣第一節 供電電源XW2201帶區變電所2回路6kV電源線路分別引自井底中央變電所6kV不同母線段上，線路采用MYJV22-6/6kV

88、，325mm2煤礦用銅芯交聯聚乙烯絕緣鋼帶鎧裝阻燃電力電纜，單回路長約1.4km，經-90m西主石門-900m軌道上山至該變電所。+2360m軌道暗斜井絞車房變電所1回路6kV供電電源引自地面變電所6kV母線段上，線路采用MYJV22-6/6kV，325mm2煤礦用銅芯交聯聚乙烯絕緣鋼帶鎧裝阻燃電力電纜，單回路長約1km，經斜井至井下該變電所。第二節 電力負荷計算XW2201帶區變電所：設備總容量：400.5kW設備工作容量：356kW有功功率：226.4kW無功功率補償容量：108kvar無功功率：114.32kvar功率因素：0.9視在功率：253.63kVA+2360m軌道暗斜井絞車房變

89、電所：設備總容量：96kW設備工作容量：96kW有功功率：66.8kW無功功率：67.16kvar功率因素：0.71視在功率：94.73kVA第三節 供配電一、井下變電所接線系統及設備選型（一）XW2201帶區變電所帶區變電所內設BGP-630/6型礦用隔爆型高壓真空配電裝置共7臺、KBZ型礦用隔爆低壓真空配電裝置15臺、KBSG-4315/6，6/0.69kV，315kVA型礦用隔爆干式變壓器2臺、KBSG-50/6，6/0.69kV，50kVA型礦用隔爆干式變壓器1臺、BBW1-660/108kvar礦用隔爆型電容補償成套裝置1套等。變電所10kV母線采用單母線分段接線，局部通風機供電系統

90、0.69 kV母線采用單母線接線，其他0.69kV母線均采用單母線分段接線，其中2臺KBSG-315/10，10/0.69kV，315kVA型礦用隔爆型干式變壓器，為XW220101工作面回風巷設備、XW220102工作面回風巷設備、XW2201工作面運輸巷帶式輸送機、-900m軌道上山提升絞車、5#、6#掘進工作面（除局部通風機）等用電； 1臺KBSG-50/6，6/0.69kV，50kVA型礦用隔爆干式變壓器，為5#、6#掘進工作面局部通風機提供專用電源。由變電所饋出1回6kV電源至XW2201移動變電站，6kV電源采用MYPTJ-6/6kV， 325+316/3+32.5 （1400m）

91、煤礦用金屬屏蔽監視型電纜，電纜長度約為800m。變電站選用1臺KBSGZY-315/6，6/0.69kV，315kVA礦用隔爆型干式移動變壓器，主要為XW2201對拉工作面設備及工作面運輸巷刮板輸送機用電。表6-3-1 電力負荷統計表序號負荷名稱電壓（V）電動機容量（kW）設備數量設備容量(kW)需用系數COStg計算容量變壓器容量（kvA）備注全部工作全部工作有功負荷（kW）無功負荷（kvar）視在功率（kVA）一XW2201帶區XW220101工作面1采煤機6601001 1 1001000.62 0.70 1.02 62.00 63.24 2刮板輸送機660221 1 22220.62

92、0.70 1.02 13.64 13.91 3煤電鉆1271.21 1 1.21.20.50 0.70 1.02 0.60 0.61 4照明127 2 1 1 2.00 2.00 0.90 0.90 0.481.80 0.86 1-4小計4 4 125.20 125.20 78.04 78.63 XW220102工作面5采煤機6601001 1 1001000.62 0.70 1.02 62.00 63.24 6刮板輸送機660221 1 22220.62 0.70 1.02 13.64 13.91 7煤電鉆1271.21 1 1.21.20.50 0.70 1.02 0.60 0.61 8刮

93、板輸送機660 30 1 1 30.00 30.00 0.70 0.90 0.4821.00 10.08 5-8小計4 4 153.20 153.20 97.24 87.84 1-8小計8 8 278.40 278.40 0.73 175.28 166.47 13156#掘進工作面9煤電鉆1271.2222.42.40.500.701.021.201.2210小絞車660221122.0022.000.500.701.0211.0011.2211照明1272112.002.000.900.900.481.800.86表6-3-2 電力負荷統計表序號負荷名稱電壓（V）電動機容量（kW）設備數量設

94、備容量(kW)需用系數COStg計算容量變壓器容量（kvA）備注全部工作全部工作有功負荷（kW）無功負荷（kvar）視在功率（kVA）9-11小計4 4 26.40 26.40 0.72 14.00 13.31 19.32 5#掘進工作面12混凝土噴射機6605.51 1 5.55.50.50 0.70 1.02 2.75 2.81 13混凝土攪拌機660 2.2 1 1 2.20 2.20 0.50 0.70 1.021.10 1.12 14煤電鉆127 1 1 1 1.20 1.20 0.50 0.70 1.020.60 0.61 15移動空壓機660 551 1 55.00 55.00

95、0.60 0.70 1.0233.00 33.66 16裝巖機660 301 1 30.00 30.00 0.60 0.70 1.0218.00 18.36 17照明660 2 1 1 2.00 2.00 0.90 0.90 0.481.80 0.86 12-17小計6 6 95.90 95.90 0.71 57.25 57.42 81.09 其他18小絞車660 222 2 44.00 44.00 0.50 0.70 1.0222.00 22.44 19回柱絞車660 11 2 2 22.00 22.00 0.50 0.70 1.0211.00 11.22 20帶式輸送機660 30 1 1

96、 30.00 30.00 0.70 0.70 1.0221.00 21.42 21提升絞車660 75.1 1 75.00 75.00 0.70 0.70 1.0252.50 53.55 22防跑車裝置660 4.1 1 4.00 4.00 0.70 0.70 1.022.80 2.86 23探水鉆660 4.1 1 4.00 4.00 0.50 0.70 1.02 2.00 2.04 24泥漿泵660 2.2 1 1 2.20 2.20 0.50 0.70 1.02 1.10 1.12 表6-3-2 電力負荷統計表序號負荷名稱電壓（V）電動機容量（kW）設備數量設備容量(kW)需用系數COS

97、tg計算容量變壓器容量（kvA）備注全部工作全部工作有功負荷（kW）無功負荷（kvar）視在功率（kVA）25機車充電660 22.5 2 1 45.00 22.50 0.70 0.70 1.02 15.75 16.07 26照明660 2 4 4 8.00 8.00 0.90 0.90 0.487.20 3.46 18-26小計15 14 234.20 211.70 0.71 135.35 134.17 190.58 1-26小計24 23 354.50 332.00 0.71 204.80 204.04 289.09 無功補償108 補償后 24 23 354.50 332.00 0.91

98、 204.80 96.04 226.20 231527局部通風機660114 2 44220.90 0.75 0.8819.80 17.42 26.37 150帶區變電所合計29 26 400.50 356.00 0.89 226.40 114.32 253.63 +2360m軌道暗斜井絞車房變電所1提升絞車660 901 1 90.00 90.00 0.50 0.70 1.0245.00 45.90 2防跑車裝置660 4 1 1 4.00 4.00 0.50 0.70 1.022.00 2.04 3照明660 2 1 1 2.00 2.00 0.90 0.90 0.481.80 0.86

99、1-3小計2 2 96.00 96.00 0.71 66.80 67.16 94.73 1160（二）+2360m軌道暗斜井絞車房變電所變電所內設1臺BGP-630/6型礦用隔爆型高壓真空配電裝置、KBZ型礦用隔爆低壓真空配電裝置2臺、KBSG-160/6，6/0.69kV，160kVA型礦用隔爆干式變壓器1臺等。變電所10kV母線采用單母線接線，變電所主要為+2360m軌道安斜井提升絞車等用電。提升絞車采用礦用隔爆型絞車成套電控裝置控制。三、井下低壓系統保護裝置礦井為高瓦斯礦井，井下采用具有選擇性漏電保護功能的供電線路，減小了事故停電范圍。局部通風機采用雙電源供電，正常工作電源采用“三專”供

100、電，備用電源取自同時帶電的另一電源，采用雙風機礦用隔爆磁力起動器控制，實現運行風機和備用風機自動切換，保持局部通風機連續運轉、均衡供風、風流穩定。掘進工作面中的電氣設備實現風電瓦斯閉鎖，只有局部通風機開始運行后才能起動掘進工作面的電氣設備，一旦局部通風機停止運行或瓦斯超標，風電瓦斯閉鎖裝置立即切斷局部通風機供風巷道中的一切電氣設備的電源。采煤工作面中的電氣設備實現瓦斯電閉鎖。井下所有隔爆開關均設有短路、過負荷、漏電及斷相等保護。漏電保護能對低壓電纜及設備進行漏電保護。低壓電纜均采用礦用橡套電纜或礦用屏蔽橡套電纜。四、井下接地保護系統井下所有電氣設備的金屬外殼均采用電力電纜的鎧裝層或橡套電纜的接

101、地芯線作為系統接地線，在變電所及配電點等處的水溝中設G50鋼管或1.2m0.5m5mm鍍鋅鋼板作為局部接地極，所有電氣設備的金屬外殼均采用橡套電纜的接地芯線作為系統接地線，并與主接地極、局部接地極作可靠的電氣連接，接地網上任一保護點測得的接地電阻不得大于2。每一移動式和手持設備配電點接地電阻不得大于1。五、井下照明系統變電所、機電設備硐室、車場等處均設固定照明。變電所、機電硐室燈距為3m，其余地點為10m。固定照明燈具選用DGS18/127，127V礦用隔爆型節能燈，紅色指示燈為DGS-13/127B，127V礦用隔爆型燈。照明變壓器選用ZBX-2.5，2.5kVA 660/127V礦用隔爆型

102、照明綜合保護裝置，具有短路、過載及漏電保護。照明電纜選用MY-0.38/0.66，310+110礦用橡套電纜及MYQ-0.3/0.5，21.5礦用橡套軟電纜。第四節 電氣安全一、礦井供電系統的安全可靠性分析帶區變電所采用雙回路供電電源供電，正常情況下，上述兩回供電電源分列運行，當任一回電源故障時，斷開這一回的電源進線開關，閉合聯絡開關，由另一回電源擔負全帶區內負荷供電，以保證供電的連續性。帶區變電所6kV系統采用單母線分段接線，該接線簡單清晰，供電安全可靠性高。二、電氣設備接地、漏電、過流三大保護及其可靠性分析井下負荷用變壓器中性點為不接地方式，井下電氣設備采用保護接地，設接地網，其接地網上任

103、一接地裝置的接地電阻值不大于2。向井下饋出的10kV線路上裝有選擇性的單相接地保護裝置，井下10kV及0.69kV母線上設有過流、漏電保護及絕緣監測。控制局部通風機的磁力起動器及煤電鉆綜合保護裝置都帶有漏電保護或漏電閉鎖，井下的照明信號綜合裝置也帶有漏電保護及絕緣監視。上述各級電壓系統中，發生單相接地故障時，在各級電壓系統中漏電保護裝置都會自動切斷故障電流，消除漏電存在的隱患。地面高低壓開關柜、井下高壓開關及低壓隔爆饋電開關、磁力起動器、綜合保護裝置都設有過流保護，正確整定過流保護值和時限，會對各級的保護起到可靠的保證。三、雷電及設置的雷電保護裝置為防直接雷擊，在變電所內按規范要求設防雷設施，

104、可安全保護整個變電所不受直接雷擊。為防止雷電波侵入，在架空進（出）線終端桿上裝設避雷器。礦井井上、下裝設防雷電裝置，地面直接入井的軌道及露天架空引入（出）的管路，在井口附近將金屬體進行不少于2處的良好的集中接地；通信線路在入井處裝設熔斷器和防雷電裝置。四、電氣防火和防爆措施井下機電硐室使用不燃性材料支護，出入口設防火門。井下具有爆炸性危險場所的低壓電氣設備、通訊、信號裝置及照明燈具都是礦用防爆型（本安型），具有防爆性能。礦井為高瓦斯礦井，井下采用具有選擇性漏電保護功能的供電線路，減小了事故停電范圍，局部通風機主備電源采用“三專”供電，并采用雙風機礦用隔爆磁力起動器控制，實現運行風機和備用風機自

105、動切換，保持局部通風機連續運轉、均衡供風、風流穩定。五、在預防觸電方面的措施（一）井下高、低壓電氣設備都是具有全封閉的外殼，人體不接觸及帶電體。（二）井下的電氣設備設置保護接地。（三）地面向井下饋送電的開關設有選擇性的單相接地保護，井下低壓系統中設置絕緣監視及可靠的漏電保護裝置。（四）井下經常容易造成觸電危險的照明、信號、通訊、控制和手持式電氣設備，除了加強絕緣外，采用了低于127V的電壓。（五）井下電氣設備的檢修、搬遷和操作等必須根據煤礦安全規程的有關規定執行。六、為防止靜電（一）保護接地井下金屬管路應處于接地狀態，管路金屬線，塑料軟、硬管道和風管作好電氣連接。風管的接頭也作接地。要求對井下

106、管路每隔離100m左右，作一次可靠接地，接地電阻值在標準環境（氣溫20，相對濕度50%）下，應小于100。（二）增加濕度靜電危害大多發生在空氣干燥的季節和地區。要求環境的相對濕度保持在70%以上。（三）井下使用的塑料管材（包括風筒、井筒護壁、瓦斯隔離簾及塑料網假頂）等要加有抗靜電的添加劑，具有良好抗靜電能力。第五節 生產安全監測與計算機網絡一、生產安全監測礦井為高瓦斯礦井，煤層有自燃傾向，且煤塵有爆炸危險，為確保井下安全生產，根據煤礦工業小型礦井設計規范和煤礦安全規程有關規定，礦井設置安全生產監測系統對井下各種參數及有關機電設備的工作狀態進行實時監測，以便生產管理人員及時掌握生產情況，采取正確

107、有效措施，使生產順利進行，防范事故的發生。由于老鷹巖礦井生產的特殊情況，監測監控點分散在礦井地面變電所、立井井口房、新風井、瓦斯抽放泵房等處。調度監測中心設于井口綜合樓建筑內。對于上述四處分別設置分區光端機接口與調度監測主傳輸接口相連。同時在立井井口房和地面變電所設置監測遠程工作站，在分區亦可進行分區監視，分區只負責本區的監視工作，控制由控制中心完成。通過上述設置使四處場地之間在通信光纜損壞的情況下亦能完成各自分區的實時監測任務，保證礦井的安全生產。從調度監測中心至立井井口房、地面變電所及瓦斯抽放泵房場地的光纜利用通信桿路敷設或電纜溝敷設。根據井下開拓方式及采掘工作面的配置情況，在井下各采掘工

108、作面、主要回風巷、機電硐室及大巷等處設置瓦斯、風速、溫度、負壓、一氧化碳、風筒、煙霧等傳感器。為提高勞動生產率，減輕工人勞動強度，實現現代化管理，對礦井主要機械設備的工作狀況、局部通風機、主要通風機的開停、運行狀況、10kV變電所及采區變電所運行狀況實時監測。井下設瓦斯傳感器、風速傳感器、負壓傳感器、風門開關傳感器、煙霧傳感器、溫度傳感器以及電力監測、生產監測監控等傳感器。為便于集中管理、合理使用，礦井生產安全監測裝置選用KJ78N型煤礦綜合監控系統一套。地面中心站除配有監測主機、傳輸接口、打印機、調試電話主機等設備外，同時還配有顯示系統。KJ78N型煤礦綜合監控系統實時連續地監測井下、井上各

109、種環境安全參數和生產工況參數，監測參數可長期連續以磁盤文件方式儲存并自動進行統計分析。系統監測的有害參數超限時，能自動報警，井下分站能可靠地實現風電、瓦斯閉鎖功能。二、計算機網絡為適應現代化礦井管理的需要，設計考慮建立計算局域網，采用高速以太網型式。機房設置在井口綜合樓或內江市雙鷹有限公司辦公樓建筑內，礦內計算機網絡系統主機選用高檔微機作為網絡服務器，在礦長、各部門以及選煤廠集控室、10kV變電所設置工作站，將上述計算以及監控系統的計算聯網，使信息共享，提高礦井的現代化管理水平。第六節 調度、通訊礦井行政電話和生產調度電話共用一臺交換機，其型號為KTJ3-120礦用程控調度交換機。該機容量為1

110、20門，可接6對中繼線，供電電源為220V，通話電壓為直流48V。調度交換機設在地面調度室。立井井底車場、斜井井底車場、各水平中央變電所、各帶區變電所、高炭GE1201帶區軌道下山絞車房、+237m水平和90m水平充電室、炸藥發放硐室、消防材料硐室、各水泵房、各采煤工作面、各掘進工作面等到設生產調度電話共34臺，其型號為KT1017型礦用電子電話機（本安型）。入井通信干線為2回，一回沿斜井井筒敷設至+237m水平車場；另一回沿立井井筒敷設至-90m水平車場。沿斜井井筒敷設至+237m水平車場的通訊干線選用MHYA32-3021/0.8型煤礦用通訊電纜，長950m；沿立井井筒敷設至-90m水平車

111、場的通訊干線選用MHYA32-3021/0.8型煤礦用通訊電纜，長700m。用MHYA32-3021/0.8型煤礦用通訊電纜1540m將兩回通信干線連接起來，構成井下雙回路的通信網絡。由干線接至調度電話機的支線選用MHYVR-121.0型煤礦用通訊軟電纜。地面主要通風機房、瓦斯抽放泵房、空壓機房、立井提升機房，斜井提升機房，礦井變電所、選煤廠、礦長室、生產科、安全科、各采煤掘進隊辦公室、礦山救護小隊等有關辦公室設生產調度電話20臺。各主要生產技術管理干部住宅設設生產調度電話15臺。中國聯通信號已覆蓋礦區，還可利用無線電話對內、對外通訊。第七章 項目實施計劃第一節 建設工期一、施工準備的內容施工

112、準備是保證礦井建設順利進行的一項重要工作，而且施工前準備工作較多，涉及面廣，因此應根據礦井的實際情況對各項工作進行統籌安排，綜合平衡。針對薄弱環節，采取有效措施，充分作好各項準備工作，做到盡量縮短施工準備期，以求獲取最佳建設工期。1、施工準備工作在批準設計后開始進行，建設單位應根據設計作好施工計劃，以保證施工人員及時進場開展準備工作。2、調查研究，收集資料，學習有關技術文件，熟悉設計圖紙，弄清設計意圖，編制礦井單項工程施工組織設計，統籌安排各項工程的進度及施工順序等。3、落實主要井巷施工所需的各種機械設備和施工所需的鋼材、木材、水泥、砂石及二、三類物資的供應。4、搞好防洪設施，邊坡維護等工程，

113、保證礦井建設的安全。5、按照礦井施工準備工作計劃及開工需要，編制勞動力計劃，并做好調配、培訓工作。施工準備工作多，各工種、工序、工程相互交叉，三類工程有大量的準備工作要做，因此應采取統籌排隊方法，抓住施工準備工作的關鍵環節，有計劃地開展準備工作，盡量縮短準備期。二、井巷工程成巷進度指標根據設計規范規定，結合礦井的實際情況，按照不同巖性和巷道斷面大小的情況，設計確定本礦井巷工程平均進度如下：巖石平巷 100m/月巖石斜巷 80m/月半煤巖平巷 120m/月三、井巷主要貫通路線及工程建設進度表改造工程主要貫通路線如下：-90m西主石門-900m軌道上山0m輔助水平運輸大巷0m軌道石門+2360m軌

114、道暗斜井+236m水平運輸大巷。輔助提升貫通路線長2166m，貫通工期12個月。表7-1-1 工程建設進度表 月份階段內容2010年6至8月22010年9至11月2010年12月至2011年1月2011年2月至3月2011年4月至5月2011年6月至7月+236m水平運輸大巷+2360m軌道暗斜井0m軌道石門0m輔助水平運輸大巷-900m軌道上山-90m西主石門第八章 技術經濟第一節 設計概算一、編制說明(一)概算范圍該工程為提升系統改造工程，礦井原設計生產能力為300kt/a。 本投資概算包括輔助提升系統設計和布置一個對拉工作面井巷工程費用、設備購置費用及工器具費用、安裝工程費用、工程預備費

115、等費用。 (二)投資概算編制依據1、礦井建設工程造價概算的編制采用中國煤炭建設協會2008年1月1日頒發的煤炭建設井巷工程概算定額(2007統一基價)、煤炭建設井巷工程輔助費綜合定額(2007統一基價)以及原煤炭工業局2001年1月1日頒發的煤炭建設機電安裝工程概算定額（99統一基價）。2、設備價格主要從廠家詢價，不足部分采用全國機電設備價格匯編、煤炭工業常用設備及器材價格匯編。3、材料價格采用當地材料預算價格。不足部分參照近期的四川工程造價信息，并進行調整換算。4、工程預備費按煤規字2007第90號文的規定按7%計取。二、工程建設投資概算內江市雙鷹煤炭有限責任公司老鷹巖井提升系統改造工程建設

116、靜態概算投資為1297.05萬元。 井巷工程：1143.47萬元，占建設靜態投資比例88.16%。 其中：輔助提升系統462.72萬元。 帶區工作面680.75萬元。工具器購置費：56.81萬元，占建設靜態投資比例4.38%。安裝工程(包括線纜工程)：11.93萬元，占建設靜態投資比例0.92%。工程預備費：84.85萬元 , 占建設靜態投資比例6.54%。噸煤靜態投資：43.24元/t。工程建設投資估算結果詳見投資概算書及礦井總概算表(表7-1-1)。第二節 資金籌措 內江市雙鷹煤炭有限責任公司老鷹巖井提升系統改造工程建設投資全部由礦井自籌，礦井應根據該工程施工工期的安排提前籌措，保證工程順

117、利完工。表8-1-1 礦 井 總 概 算 表序號生產環節或費用名稱概算價值(萬元)噸煤投資井巷工程設備工安裝工程工程預備費合計投資比重器具購置(元/t)(%)1帶區680.75 680.7552.48 2輔助提升系統462.72 462.7235.67 3其他56.8111.935.3*小計1143.4756.8111.931212.205工程預備費(7%)84.8584.856.54 *建設靜態投資1143.4756.8111.9384.851297.0543.24 第三節 項目完成后的效果 此項工程完成后可以緩解下元炭立井的生產提升壓力，同時可以降低立井井筒的風速，有利于安全和生產的建設。