安全改造设计说明书

淄矿集团云南新吉克矿业有限公司安 全 改 造 设 计说 明 书淄博矿业集团设计院二O一O年八月淄矿集团云南新吉克矿业有限公司安 全 改 造 设 计说 明 书编 制：孟 壮 徐正江校 核：李庆明审 核：张永安所 长：丁亚军总工程师：李继强院 长：翟 涛淄博矿业集团设计院二O一O年八月参加人员名单专业姓名职称及职务签 字职 责通 防孟 壮助理工程师编 制机 电徐正江工 程 师机 电李庆明所 长工 程 师校 核机 电张永安高级工程师审 核采 矿丁亚军所 长工 程 师所 长采 矿李继强总工程师高级工程师总工程师土 建翟 涛院 长高级工程师院 长目 录前 言1一、概述1二、编制设计的依据1三、改造的指导思想2四、安全改造的主要内容2第一章 矿井概况3第一节 概况3一、地理概况3二、井田概况3三、建设概况9第二节 矿井现有主要生产系统10一、采掘系统10二、运输系统12三、通风系统13四、供电系统14五、瓦斯抽放系统16第二章 安全改造的必要性17第一节 通风系统改造的必要性17第二节 瓦斯抽放系统改造的必要性17第三节 架空乘人装置安设的必要性18第四节 副井提升电控系统改造的必要性18第五节 供电系统改造的必要性18第三章 通风系统改造19第一节 风量计算19一、采煤工作面配风量19二、掘进工作面需风量22三、硐室配风量27四、其它风量27五、矿井需风量27第二节 矿井通风负压计算27第三节 通风系统改造方案29一、井筒方案提出与比选29二、井筒及井下超速巷道扩修32三、改造后的通风系统通风负压计算34第四节 回风立井井筒设计37一、井筒穿过地层概况37二、井筒施工方法38三、井壁结构38第五节 通风设备选型40一、计算依据40二、扇风机所需风量、全压40三、扇风机选择40四、确定扇风机工况点40五、结论41六、反风41第四章 瓦斯抽放系统改造42第一节 瓦斯抽放泵选型43一、抽采管路管径、壁厚计算及管材选择43二、管路阻力计算43三、标准状态下抽采系统压力计算45四、抽采泵工况压力计算45五、标准状态下抽采泵流量计算46六、抽采泵工况流量计算46七、瓦斯抽放设备选型47第二节 瓦斯抽放泵站场地49一、抽放瓦斯泵站位置选择原则49二、抽放泵站位置选择49第三节 瓦斯抽放泵站配套设备49一、正压放水器49二、防爆和防回火装置49三、防爆阀49四、配气口50五、放空管50六、旁通管50七、避雷针50八、循环水泵50九、起重机50十、监测监控设备51第四节 瓦斯利用53第五章 行人斜井运人设施54一、选型依据54二、钢丝绳选型54三、设备选型计算54四、滚筒直径与钢丝绳直径、钢丝绳丝径比：54五、系统防滑验算55六、电动机功率55七、防滑安全系数验算55八、结论57第六章 副井提升电控系统改造59一、现有控制系统概况59二、改造原因59三、改造后控制系统59第七章 供电系统改造62第一节 通风机房供电62第二节 瓦斯抽放泵站供电62第三节 矿井负荷统计63第四节 矿井地面变电所校验改造66一、现有概况66二、地面35kV线路校验67三、下井电缆校验68四、主要设备改造69第八章 风井工业广场场地布置71第一节 场地平面布置71一、总平面布置原则71二、平面布置71第二节 场内排水72第三节 场内运输及道路72第四节 场区绿化72第五节 管线综合布置72一、管线综合布置的原则72二、管线综合布置72第六节 防洪排涝73第九章 安全专篇74第一节 通信与监控系统74一、通信74二、检测、监控系统74第二节 安全与消防75一、生产作业安全保障措施75二、通风机房安全措施75三、抽采瓦斯泵站安全措施76四、消防76第十章 投资概算78第一节 通风系统改造投资概算78一、井巷工程投资78二、土建工程投资79第二节 瓦斯抽放系统改造投资概算81第三节 架空乘人装置投资概算84第四节 副井提升电控系统和供电系统改造投资概算84第五节 风井工业广场投资概算85第六节 总投资概算88附图：回风立井位置方案和通风系统图 F124-201045-01通风系统改造巷道断面图 F124-201045-02方案三回风立井工业广场布置图 F324-201045-01方案一回风立井工业广场布置图 F324-201045-02瓦斯泵站设备布置系统图 F324-201045-03前 言一、概述吉克煤矿位于云南省富源县，是云南省东部重要煤矿之一，行政区划隶属富源县墨红镇管辖。本区为中低山相间的高原构造侵蚀山地地形，山区地形切割强烈，海拔标高+2175+1792m，相对高差383m，地势东高西低，南高北低，中部低平。1、矿权设置情况吉克煤矿采矿权人为云南新吉克矿业有限公司，采矿证号：5300000620933。有效期九年，自2006年12月至2015年12月。开采范围（即云南省国土资源厅批准的采矿权范围）南北长约3.08km，东西宽约2.14km，面积6.58km2，截止2008年3月31日，全矿井共获得各类煤炭资源储量8262万t。2、矿井生产状况煤矿采用斜井开拓，在贾古德村以西、20号勘探线以南沿煤层走向平行掘进主斜井、副斜井和回风斜井。主斜井和副斜井井口标高均为+1832.00m，风井标高为+1828.00m，三条井筒的方位角均为28，倾角均为23。主斜井采用大倾角胶带输送机提升原煤，同时用于进风。副斜井装备JK2.5220型单绳缠绕式提升机，用于进风，回风斜井是矿井的专用回风斜井。根据吉克煤矿防突设计确定将M11煤层作为保护层先期进行开采。首采区位于贾古德村以南、副斜井井底车场附近，回采工作面基本沿南北方向推进。二、编制设计的依据1、云南省新吉克矿业有限公司吉克煤矿矿井初步设计说明书；2、吉克煤矿矿井抽放瓦斯工程初步设计；3、云南新吉克矿业有限公司吉克煤矿通风系统示意图；4、云南省富源县吉克煤矿先期开采地段补充勘探报告；5、云南新吉克矿业有限公司吉克煤矿煤与瓦斯突出鉴定；6、吉克煤矿井上下对照图；7、吉克煤矿采掘工程平面图；8、煤矿安全规程（2010）；9、防治煤与瓦斯突出规定；10、煤矿瓦斯抽采工程设计规范(GB50471-2008)；11、矿上提供的相关资料以及现场实地勘察的资料。三、改造的指导思想1、矿井主要系统安全改造尽量做到一次到位，避免出现重复改造，造成重复投资；2、尽量简化系统，减少环节和工程量，降低工程投资；3、系统改造保留适当的富余系数，为矿井以后的发展和条件变化留有适当余地；4、安全上可靠、经济上合理，技术上可行。四、安全改造的主要内容1、对矿井通风系统进行改造。考虑矿井实际情况，重新对矿井的配风量进行计算，结合地面地形情况，选定风井工业广场位置，新建一直径5.5m回风立井，使矿井通风系统变成“三进一回”，使矿井风量达到186.13m3/s，扩修井筒及井下风速超速巷道，提升矿井的通风安全保障能力，安装2台GAF28-14-1（GZ）防爆轴流式扇风机，配用Y5002-8型电机，功率560kW，电压6000V，转速741r/min；2、对瓦斯抽放系统进行改造。瓦斯抽放系统的主管路一般敷设在回风井内，随着通风系统改造一并将瓦斯抽放系统改造，在风井工业广场建地面瓦斯抽放泵站，对主管路和真空泵重新计算选型，回风井内安设两条内径700mm的瓦斯抽放管，每条瓦斯抽房管配备2台2BEC 72型瓦斯抽放泵（1台使用，1台备用），配套电机选用YB560M-6型，功率560kW；3、对矿井现回风斜井进行改造，安装架空乘人装置，方便职工上下井，增加副井的提升能力；4、由于矿井各系统的变化，矿井负荷将大大增加，矿井现有供电系统已不满足矿井下一步生产需要，对供电系统进行改造。统计矿井负荷有功功率8435.5kW，无功功率3627.4kVar，视在功率9182.3kVA，将矿井主变压器更换为SZ11-10000，35/6.3。5、通风系统改造投资概算为2677.69万元；瓦斯抽放系统改造投资概算为764.16万元；架空乘人装置投资概算为163.46万元；供电系统和副井提升电控系统改造投资概算为861.61万元；风井工业广场投资概算为132.5万元；其他费用为458.8万元；吉克煤矿本次安全改造的总投资概算为5046.82万元。第一章 矿井概况第一节 概况一、地理概况1、位置吉克煤矿位于云南省曲靖市富源县城东南，距富源县城直线距离约28.5km处，行政区划属富源县墨红镇管辖，是云南省东部重要煤矿之一。矿井北至富源县城有公路相通，里程约60km，富源至曲靖65km，有高速公路相连；贵昆铁路支线(曲靖富源红果一线)在富源县城北侧通过，建有富源火车站，交通较方便。2、地形、地貌及水系本区为中低山相间的高原构造侵蚀山地地形，山区地形切割强烈，海拔标高+2175+1792m，相对高差383m，地势东高西低，南高北低，中部低平。3、气象及地震（1）气象该区每年12月至次年2月为霜冻期，34月为风季干燥期，510月为雨季，全年气温变化较大，最高气温34.9,最低气温-11，年平均气温13.8。年均降水量1093.7mm。该区冬春干燥多雾，夏季多雨湿润，即冬寒夏温，春暖秋凉。气候特点属高原性季风气候。风向：主导风向东南风向。区内灾害性气候频繁，主要灾害有霜冻、干旱、洪涝、低温等。（2）地震据富源县史料记载，富源城方圆20km范围内曾于1537年、1833年、1856年先后三次发生过5级以上的破坏性地震。近十年来小震时有发生，1965年1月开始对地震统计记录，1978年富源城北发生过2.7级地震，富源城西发生过3.1级地震，据GB18306-2001中国地震动参数区划图，本区属六度带，按七度带设防，地震动峰值加速度0.15g。二、井田概况1、井田地层矿井内分布的地层有二叠系中统茅口组，上统峨嵋山玄武岩组、龙潭组、长兴组；三叠系下统卡以头组、飞仙关组等。主要含煤地层为龙潭组、长兴组，上覆地层为卡以头组、飞仙关组。中部沟谷中出露少许的卡以头组上部岩层，往东西两侧为飞仙关组。第四系零星分布于山谷低洼区。永宁镇组分布矿井外东部山峰。地层由老至新依次分述如下。二叠系中统茅口组：区域内厚度350500m。矿井内未出露。灰色厚层状、质纯灰岩，夹白云岩，产蜓科化石。上统峨嵋山玄武岩组：区域内厚度300380m。矿井内未出露，钻探最大揭露厚度33.09m（ZK2203），岩性为灰绿色致密块状玄武岩、夹杂色凝灰岩。玄武岩具杏仁状、气孔状构造，杏仁充填物以玻璃质为主，其次为辉石、基性斜长石，斜长石等常被方解石交代。岩石节理发育，内含星散状黄铁矿，与下伏地层呈平行不整合接触。上统龙潭组：厚度155.60173.07m，平均163.34m，为陆相含煤沉积，主要可采煤层赋存于该组内。M9、M11、M15、M16、M21、M22等6层为主要可采煤层。上统长兴组：厚58.26106.53m，平均82.50m，主要岩性为灰色、灰绿色、暗绿色薄层状粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩，薄至中厚层状菱铁岩，灰色泥岩、炭质泥岩及煤层，含不可采或局部可采煤层M1、M1+1、M2、M2+1、M3、M5、M6七层。其底部见一层厚小于12m的灰色薄层状粉砂质泥岩与薄层状至中厚层状菱铁岩呈不等厚互层，为M7煤层的直接顶板，其底界面作为长兴组与龙潭组的界线。本组与下伏龙潭组呈整合接触。三叠系下统卡以头组：厚度82.00114.20m，平均101.76m，主要岩性为黄绿色、灰绿色薄至中厚层状粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩及少量细砂岩。上部夹紫红色薄至中厚层 状粉砂质泥岩及泥质粉砂岩。底部有一层厚度小于3m的灰绿色薄层状粉砂岩夹灰绿色薄层状粉砂质泥岩，其中含叶肢介及瓣腮类化石，为标志层。以此底界面作为与二叠系上统长兴组的界线。本组与下伏长兴组整合接触。三叠系下统飞仙关组：厚度354.19359.73m，平均356.96m，分布矿井大部，几乎覆盖了整个矿井。主要岩性为一套紫色、紫红色、紫灰色的碎屑岩，顶部夹灰色薄层状泥灰岩。交错层理、斜层理发育。含较多的瓣腮类、腕足类化石。本组与下伏卡以头组呈整合接触。2、地质构造本矿井整体上为一走向北北东、倾向南东的单斜，附加次一级褶曲，断裂构造较为发育。地层倾角在1222间，矿井构造复杂程度中等。根据首采区二次补充勘探地质报告，矿区内褶曲和断层较发育，三维地震勘探共发现发现褶曲4个，分别是贾古德向斜、贾古德背斜、上吉克背斜和中吉克向斜；同时发现断层35条，其中落差大于30m的断层达7条。这些构造对煤炭资源的赋存影响较大，大多数会对煤层的开拓开采布置产生影响。现将落差30m的断层分述如下：1、F5逆断层：位于矿井东部，三维地震勘探区外，地面地质填图确定。走向北北西南西，倾向北东东南东，倾角7075，区内延展长度约3.44km，落差100180m，南北两端皆延伸出矿井范围。挤压明显，往往形成牵引小褶曲。断裂破碎带发育,常有断层泥、断层角砾岩及斜冲擦痕，深部切割破坏了煤层，属压扭性断层。属查出断层。2、F5支逆断层：位于F5断层西侧，走向北东，倾向南东，倾角6575，北端交于F5断层，区内延展长度约2.01km，落差040m，错断煤系地层，属压扭性断层，补2103孔控制该断层，断点A级，南半部三维地震勘探控制。属基本查明断层。3、F16正断层：位于矿井东部，F5断层东侧，三维地震勘探区外，地面地质填图确定。走向北北西南西，倾向北东东南东，倾角7075，区内延展长度约3.44km，落差20160m，见少许角砾岩及断层泥，断层两侧地层岩石有被挤压现象、柔皱、拖拉现象明显，节理发育，对浅部煤层有影响，为陡倾斜张扭性断层。属查出断层。4、F11逆断层：位于矿井西北部，三维地震勘探区外，地面地质填图确定。走向北东，倾向南东，倾角6575，断层北东延伸长7.35公里，区内延展长度约1.77km，落差10100m。常见断层砾岩和断层泥，近断层两侧地层中，节理发育。深部切断破坏了煤层，在补木勘探区深部ZK1202钻孔己控制，为一陡倾斜压扭性断裂。属查出断层。5、F4正断层：位于矿井西部。走向与交一河基本一致，为近南北向北北东，倾向西北西西，断层倾角6570，区内延展长度约3.41km，落差580m，纵向错断各煤层。三维地震勘探控制，补2302钻孔揭露该断层，断点A级。该断层在矿井北部与F11断层相切割。属查明断层。6、F6逆断层：位于矿井西部矿井界线外，地面填图确定。走向近于南北，北端转向北北东，断层倾角70，深部进入矿井，区内延展长度约0.52km，落差075m。断层破碎带发育，见角砾岩及断层泥，局部有斜冲擦痕。补木矿井F6断层深部有ZK1201控制，己查明为陡倾斜压扭性断层。属查出断层。7、DF1正断层：位于矿井中北部。走向北东，倾向南东，北端交于F5断层，倾角6575，区内延展长度约2.35km，落差060m。煤层被切割破坏。南部三维地震勘探控制。属查明断层。3、水文地质矿井属构造剥蚀侵蚀低中山地貌，地形切割较深，沟谷发育，有利于地表水及地下水迳流排泄。区内最高海拔标高2175m，最低侵蚀基准面海拔标高1792m，相对最大高差383m，相对高差大。地势总体东、西、南部高，北、中部低，地形利于地下水及地表水的汇集。矿井内较大的地表水体，补木河上游交一河是矿井内唯一的常年有水河流，分布于中部偏西，河水由南向北纵贯流出矿井。交一河两侧共有5条季节性小溪流，各小溪沟流量小，为0.0540.4547L/s，全部汇入交一河。交一河在南部矿井外，上游大气降水汇水面积约20km2，而在矿井内大气降水汇水面积约8km2。矿井西部岔河从矿井外流进矿井，在岔河村附近汇入交一河，汇合后测其流量最小值为918L/s，最大值4000L/s，观测水位1805.20m，最高洪水位高1806.4m。矿井内含、隔水层自上而下有：第四系孔隙含水层（Q）、滑坡体（Qh)孔隙含水层、三叠系下统飞仙关组（T1f)相对隔水层、三叠统下统卡以头组（T1k)裂隙含水层、二叠统上统长兴组(P3c)裂隙含水层、二叠系上统龙潭组(P3l)砂岩裂隙含水层、龙潭组(P3l)泥岩类隔水层、二叠系上统峨眉山玄武岩组（P3)裂隙含水层、二叠系中统茅口（P2m) 灰岩岩溶裂隙含水层。据矿井实际生产资料表明，隔水层中的断层不导水；断层两侧含水层与含水层相对接时才具有导水性。断层的导水性和富水性是很不均一的，同一条断层的不同部位或不同地段，往往也存在较大差异。4、煤层吉克煤矿的可采煤层有M9、M11、M15、M16、M21和M22煤层，全矿可采煤层6层，可采煤层总厚13.48m，可采煤层特征见下表。主要可采煤层特征表煤层编号煤层厚度(m)煤层间距(m)夹石层数夹石总厚(m)煤层顶底板可采范围视密度t/m3最小最大平均最小最大平均最小最大平均最小最大平均顶板底板M91.696.173.8213.7222.0018.59010.250.54粉砂质泥岩粉砂质泥岩或泥质粉砂岩全区1.44M111.402.081.72010.030.10粉砂质泥岩泥质粉砂岩或粉砂岩全区1.439.5630.6819.22M151.404.301.93020.060.27泥质粉砂岩或粉砂岩泥质粉砂岩全区1.446.2814.5012.04M161.201.971.66010.030.09粉砂质泥岩或泥质粉砂岩全区1.4327.9538.9332.43M211.503.142.31010.050.65细砂岩或粉砂质泥岩泥质粉砂岩全区1.463.0315.119.11M220.402.842.04020.030.06泥岩或粉砂质泥岩粉砂质泥岩大部1.465、瓦斯、煤尘、煤的自燃性及地温（1）瓦斯根据煤炭科学研究总院抚顺分院为吉克煤矿所作的矿井瓦斯基础参数测定，M9和M11煤层瓦斯基本参数实测值如下表。瓦斯基本参数实测值参数名称对象煤层参数值煤层原始瓦斯压力M92.08 MPaM112.20 MPa煤层瓦斯含量M910.36 m3/tM117.74 m3/t残存瓦斯含量M92.49 m3/tM112.13 m3/t瓦斯吸附常数M9a/28.871m3/tb/0.643MPa-1M11a/20.923m3/tb/0.577MPa-1煤的孔隙率M90.05 m3/tM110.03 m3/t煤层透气性系数M91.0871.314 m2/Mpa2dM110.405 m2/Mpa2d钻孔瓦斯流量衰减系数M90.0379 d-1M110.01320.0352 d-1吉克煤矿矿井初步设计中采用分源预测法对矿井瓦斯涌出量进行预测，预测的各煤层瓦斯涌出量详见下表。瓦斯储量及可抽量汇总表煤 层煤炭储量(万t)平均瓦斯含量(m3/t)瓦斯储量(Mm3)可抽量(Mm3)M9312410.36323.6597.10M1116197.74125.3137.59M1516353.4756.7317.02M1615646.63103.6931.11M2118998.63163.8849.16M2220144.9299.0929.73围岩及不可采邻近层134.5040.35合 计1031.14309.34吉克煤矿M9和M11煤层为煤与瓦斯突出危险煤层，由于M9和M11煤层为矿井主采煤层，吉克煤矿为煤与瓦斯突出矿井。根据吉克煤矿矿井及11101面工作面瓦斯抽放情况统计，矿井瓦斯绝对涌出量为30m3/min，矿井抽采量为18m3/min，矿井抽采率为60%左右，11101工作面绝对涌出量为14m3/min左右，11101工作面抽采量为7.85m3/min左右，11101工作面抽采率约为56%；11101工作面风流正常瓦斯浓度在0.35%左右，最高瓦斯浓度在0.42%左右，回风流瓦斯最高浓度为0.44%左右。（2）煤尘各煤层的煤尘爆炸性指标下表。煤尘爆炸性指标一览表项目煤层(件)火焰长度(mm)岩粉量(%)挥发分产率Vdaf (%)煤尘爆炸指 数爆 炸危险性M9(4)10400308524.8929.4834有M11(3)50550458524.9928.9533有M15(4)10400258025.1926.3832有M16(3)10300458024.4826.2430有M21(4)50400458523.5928.0931有M22(1)2507526.2332有本矿井各煤层的煤尘均具有爆炸性。（3）煤层自燃发火各煤层自燃倾向指标详见下表。煤的自燃倾向指标一览表项目煤层(件)水分Mad(%)灰分Ad(%)挥发分Vdaf(%)全硫St,d(%)真密度TRD(g/cm3)干煤吸氧量(ml/g)自燃倾向等级M9(4)0.861.261.0120.4724.2522.7224.8929.4827.770.140.890.401.471.521.490.620.760.68I、IIM11(3)0.921.161.0718.6628.3623.4624.9928.9527.160.132.421.011.461.591.520.670.750.70I、IIM15(4)0.941.351.0914.1028.7319.8325.1926.3825.720.140.820.461.421.581.490.620.740.67I、IIM16(3)0.701.310.9817.0826.0521.3524.4826.2425.580.320.450.371.431.541.480.610.760.67I、IIM21(4)0.891.261.0519.6729.3222.8123.5928.0924.790.232.531.401.451.591.510.620.760.68I、IIM22(1)1.2022.0926.231.391.490.76I注：类为容易自燃发火煤层；类为自燃发火煤层；类为不易自燃发火煤层。本矿井各煤层的煤层均具有自燃发火倾向。（4）地温根据地质报告，在矿区内外未发现地温异常点，说明该区内无地温异常背景。勘区已作简易测温5个孔，测定深度分别为660m、870m、799m、628m、780m，测定结果无变化规律可寻。仅就2个测温结果分析变温带深度250300m，恒温带深度300350m，增温带梯度一般为0.330.5/100m，区内未发现地温异常，属地温正常区、无热害区域。三、建设概况矿井在实际开拓揭露M9和M11煤层和煤巷掘进过程中，发现两个煤层的瓦斯较大，在煤层钻孔施工过程经常有喷孔、顶钻和夹钻现象，掘进工作面在炮后经常出现瓦斯浓度超限的现象，最高达到4%，涌出量超过了3m3/min。2008年11月经煤炭科学研究总院抚顺分院鉴定为煤与瓦斯突出矿井。吉克煤矿初步设计于2006年5月由昆明煤炭设计研究院编制完成，该设计在2006年6月由云南省煤炭工业局组织相关管理部门和专家评审通过。本矿井为高瓦斯和煤与瓦斯突出矿井，设计生产能力为45万t/a，矿井目前采用中央并列式通风，主扇采用GAF20-13.3-1型轴流式风机，风量40-160m3/s，负压为800-3200Pa。矿井采用斜井开拓，方位角28，井筒倾角23。主斜井铺设大倾角胶带输送机运输原煤，副斜井安装2.5m直径单筒绞车作为辅助提升，回风斜井担负矿井生产初期的回风任务。根据地质报告提供的层间距、煤层赋存情况，同时参照矿井防突设计、抽放瓦斯工程初步设计，将可采煤层分为三组：M7、M9、M11煤层为上组煤，M15、M16煤层为中组煤，M21、M22煤层为下组煤，各组内联合布置开采。初步设计将井田划分为6个采区，每个采区分为上中下三组煤分层开采，各组内联合布置。根据吉克煤矿防突设计确定将M11煤层作为保护层先期进行开采。首采区位于贾古德村以南、副斜井井底车场附近，回采工作面基本沿南北方向推进。东翼轨道大巷已掘进500m，东翼运输大巷已掘进510m，东翼回风大巷已掘进600m，首采面已经出面，面长120m，机电设备已经安装到位并试运转成功。第二节 矿井现有主要生产系统根据地质报告提供的层间距、煤层赋存情况，同时参照矿井防突设计、抽放瓦斯工程初步设计，将可采煤层分为三组，M7、M9、M11煤层为上组煤，M15、M16煤层为中组煤，M21、M22煤层为下组煤，各组内联合布置开采。吉克煤矿在开采上组煤时，采用斜井开拓，回风斜井至+1615m标高落平后布置回风联络石门，然后再由回风联络石门沿岩层走向布置采区岩石回风大巷；副斜井至+1615m水平通过平车场落平后布置井底车场及硐室，然后在M9和M11之间布置东翼轨道大巷及胶带运输大巷。东翼轨道大巷已掘进500m，东翼运输大巷已掘进510m，东翼回风大巷已掘进600m，首采面已经出面，面长120m，机电设备已经安装到位并试运转成功。矿井的主要生产系统介绍如下：一、采掘系统1、采煤工作面吉克煤矿采用综合机械化采煤工艺，工作面平均长度取120m，一次采全高。井下工作制度为四班工作，作业方式为“三采一准”。 回采工作面采用双滚筒采煤机割煤，割煤方式为双向割煤，采煤机的进刀方式采用不留三角煤端部斜切进刀。工作面采用可弯曲刮板运输机运煤，采煤机骑溜运行，采煤机滚筒装煤，运输斜巷采用胶带输送机运煤。采煤工作面采用后退式开采，工作面自井田（采区）边界向运输大巷方向推进。工作面采用全部陷落法管理顶板，顶板支护设计采用掩护式液压支架。工作面选用MG200/456-AWD型交流电牵引采煤机，技术参数为：采 高：14002300mm截 深：630mm卧 底 量：280mm装机功率：455.5kW供电电压：1140V采煤机机面高度：853mm截割功率：2200kW牵引功率：225kW泵站功率：5.5kW滚筒直径：1400mm滚筒中心距：7600mm牵引方式：电牵引牵引机构形式：齿轮销轨式无链牵引牵引速度：07.612.6m/min最大牵引力：200330kN调速方式: 交流变频控制操纵方式: 手控、无线遥控拖缆方式: 自动拖缆滚筒转速：44.45r/min机器总重：22t配套刮板输送机选用SGZ-730/2200型中双链可弯曲刮板机，技术参数为：链 速：1.0m/s（低速0.65m/s）运输能力：700t/h链 间 距：160mm圆环链破断负荷1130kN电 动 机（双速）：YBSD2-200/100-4/8总 功 率：200kW（低速200kW）电压等级：1140V 50Hz冷却方式：水冷联接型式：哑铃联接中间槽尺寸：1500mm730mm300mm刮板间距：1000mm圆环链规格：20108-C工作面选用ZY4000/13/26型掩护式液压支架,共75架,上下两端头选用ZY4000/16/30型过渡支架，共5架。其主要技术特征：中间支架：型 号：ZY4000/13/26支撑高度：1.32.6m支撑宽度：14301600mm额定初撑力：25123063kN(p=30MPa)工作阻力：32503964kN(p=38.2MPa)支护强度：0.690.74MPa支架对底板比压：1.892.90MPa支架中心距：1500mm过煤高度：500mm泵站压力：31.5MPa操作方式：本架控制重 量：约11.8t过渡支架：型 号：ZY4000/16/30支撑高度：1.63.0m支撑宽度：14201590mm额定初撑力：30163473kN(p=30MPa)工作阻力：38004000kN(p=38.2MPa)支护强度：0.870.92MPa支架对底板比压：1.892.90MPa支架中心距：1500mm泵站压力：31.5MPa操作方式：本架控制重 量：约12.5t2、掘进工作面根据巷道围岩类别和服务年限，主斜井、副斜井、回风斜井、中央变电所和水泵房等因断面大、服务时间长，采用半圆拱断面、砼砌碹支护；采区轨道大巷、胶带大巷和回风大巷采用半圆拱断面、锚（网）喷支护，其余准备、回采巷道采用矩形断面，锚杆或锚喷支护。掘进工作面采用FBD 237局部通风机供风，采用YT28型气腿式风动凿岩机打眼；使用MQT-120型锚杆机或MQS50/1.9型手持式气动锚杆钻机安注锚杆。巷道掘进施工中，前期使用P-60B型耙装机将矸石扒至矿车，揭煤后耙装机更换为SGB-620/40T型刮板输送机配合SSJ650吊挂式皮带运煤。喷浆机型号PZ-5B，功率5.5kW。二、运输系统1、煤流运输系统吉克煤矿井下煤炭的大巷及回采工作面运输斜巷采用胶带输送机运煤。带式输送机具有连续运输能力大、操作简单、容易实现自动化、装、卸载设备少、井下巷道系统简单等特点。它适用于生产集中，运量较大的大中型矿井。带式输送机运输连续与采煤工艺相适应，增产潜力大，是机械化、自动化运输的主要发展趋势。煤流运输路线：采煤工作面工作面运输顺槽采区运输大巷主斜井地面。采区运输大巷选用DTL100/15/275S型胶带输送机。胶带机技术特征为：B=1000mm，v=2.0m/s，Q=200t/h，L=1000m。电机功率150kw，胶带强度GX1250。工作面运输顺槽选用DSJ-80/40/255型带式输送机。胶带机技术特征为：B=800mm，v=2.0m/s，Q=200t/h，L=1000m。电机功率110kw，胶带强度GX1250。2、辅助运输系统吉克煤矿工作面运输顺槽采用无极绳连续牵引车牵引矿车进行辅助运输，轨道大巷选择使用5.0t蓄电池机车牵引矿车或无极绳连续牵引车作为辅助运输方式。井底车场及+1615m运输石门内采用5.0t矿用防爆蓄电池机车牵引矿车运输，使用CTW-5/6型矿用防爆特殊型蓄电池机车4台。副斜井选用JK2.5220型单绳缠绕式提升机，配套电机型号YR5001-10绕线式异步电动机，功率为400kW，电压6kV，转速588r/min。提升绞车技术特征为：滚筒个数1个； 滚筒直径2500mm；滚筒宽度2000mm；最大静拉力90kN；传动比1：20； 绳 速3.9m/s。采区轨道斜巷选用选用JD-55型调度绞车作为轨道大巷辅助运输的牵引设备，其主要技术参数为：绞车功率55kW； 滚筒直径1400mm；最大牵引力90KN； 钢丝绳规格619 24-26mm；最大适应倾角15； 最大牵引重量（含平板车）22t。根据下井设备体积和重量，矿车选用600mm轨距3t材料车、型号MLC36型；同时为便于液压支架、采煤机等重型设备的运送，配备MPC136型重型平板车。3、人员运输系统吉克煤矿副斜井担负下放材料、提升矸石、升降人员等任务，井筒内根据运行人车的要求铺设30kg/m单轨，采用斜井串车提升，斜井人车型号XRB15-6/6。升降人员采用一辆头车、一辆尾车、一辆挂车组车，最大班下井人数173人。三、通风系统根据煤层赋存情况和开采技术条件，吉克煤矿采用斜井开拓。矿井移交生产时，首采区为一采区，在M11煤层布置一个综采工作面进行回采，目前该区域有七个掘进工作面生产。吉克煤矿矿井、采区和回采工作面均有专用回风巷，在专用回风巷内，不得运送材料，不得有供电设备，不得作为主要行人巷道。吉克煤矿为新建矿井，不存在塌陷漏风情况，但属于煤与瓦斯突出矿井，为利于瓦斯管理，采用机械抽出式通风，在进行瓦斯抽放后通过负压风流释放矿井瓦斯。矿井现有通风机为GAF20-13.3-1型（风量40-160 m3/s，负压为800-3200Pa），配套电机Y400-6，功率400kW，电压6kV，转速985r/min。2010年8月矿井7个掘进工作面共配风2660m3/min，1个采煤工作面配风1270m3/min，硐室共配风320m3/min，矿井配风量为5100m3/min，负压710Pa，风叶角-5。矿井采用中央并列式通风方式，副斜井和主斜井进风、回风斜井回风。矿井目前的通风系统：采煤工作面通风系统：地面新鲜风流主、副斜井井底车场东翼轨道大巷东翼轨道大巷绕道车场通风行人斜巷采煤工作面运输巷采煤工作面切眼采煤工作面回风巷东翼回风大巷回风斜井风硐地面。轨道大巷掘进工作面通风系统：地面新鲜风流主、副斜井井底车场东翼轨道大巷轨道大巷掘进工作面轨道大巷与回风大巷联络巷东翼回风大巷回风斜井风硐地面。工作面巷道掘进工作面通风系统：地面新鲜风流主、副斜井井底车场东翼轨道大巷通风行人斜巷采煤工作面回风巷掘进面采煤工作面回风巷东翼回风大巷回风斜井风硐地面。另一路：地面新鲜风流主、副斜井井底车场东翼轨道大巷通风行人斜巷采煤工作面轨道巷掘进面采煤工作面轨道巷东翼回风大巷回风斜井风硐地面。四、供电系统根据富源县现有电力网和规划的电力网，在吉克煤矿西北部约5km，有补木35kv变电站一座，变电站容量为23.15MVA；与煤矿相距11km有墨红35kv变电站一座，变电站容量为26.3MVA。矿井工业场地内建有35kV矿井专用变电站吉克煤矿35kV变电站。确定变电站35kV电源分别取自补木35kV（主供电源）和墨红35kV变电站（备用电源），导线型号均为LGJ-120，补木35kV变电站吉克煤矿35kV变电站输电距离约为5km，墨红35kV变电站吉克煤矿35kV变电站输电距离约为11km。煤矿井上、井下供电由该专用变电站直接供给。选用YB29箱式变电站，变压器、补偿装置采用室外布置，35kv配电装置、6kV配电装置、0.4kV低压配电装置、直流系统、变电站自动化系统均采用箱式联合布置，35kV高压系统、6kV高压系统、0.4kV低压系统均采用单母线分段接线方式，所设两段母线均并联运行并互为备用。变压器选用SZ116300/6kV两线圈有载调压变压器2台，2台变压器互为备用。35kV一次电气设备选用KYN6140.5型金属封闭铠装型移开式开关柜，全部采用电缆进出线方式，单列布置9面高压开关柜。6kV一次电气设备选用KYN28A12铠装型移开中置式开关柜，全部采用电缆进出线方式，双列布置24面高压开关柜。0.4kV低压一次设备选用GCS型低压抽出式开关柜，单列布置9面低压开关柜。为提高功率因数，满足电网合理运行要求，在6kV侧设置无功集中自动补偿装置，选用DWZT6.3-1000型电压无功自动调节装置，补偿后功率因素为0.94。从地面35kV变电站6kV不同母线段配出两回MYJV226 3120型煤矿用交联聚乙烯绝缘钢带铠装电力电缆经主斜井至井下中央变电所，长度为1300m。当一回停电时，另一回电缆能承担井下全部负荷。井下中央变电所高压采用单母线分段接线，高压配电装置选用BGP9L矿用隔爆型高压真空配电装置13台，低压配电装置选用KBZ矿用隔爆型真空馈电开关10台，所选电气设备具有短路、过负荷、和欠压释放保护。变压器选用KBSG型矿用隔爆干式变压器2台。低压配电系统选用两台KBSG2500/6/0.69kV矿用隔爆干式变压器，低压配电装置选用KBZ矿用隔爆型真空馈电开关，所选电气设备具有短路、过负荷保护，装设漏电保护装置。供注氮硐室、水泵房、井底车场用电设备及其照明。从井下中央变电所配出两回至采区变电所，电缆型号为MYJV226 395煤矿用交联聚乙烯绝缘钢带铠装电力电缆，长度390m，该变电硐室安装BGP9L矿用隔爆型高压配电装置10台，安装2台KBSG-500/6/0.69型矿用隔爆干式变压器，该变压器采区水泵房、上山提升绞车、运输巷带式输送机、瓦斯抽放钻机等负荷；安装两台KBSG-315/6/0.69型矿用隔爆干式变压器作为掘进工作面供风局扇的专用变压器。所选电气设备具有短路、过负荷、和欠压释放保护，并装设漏电保护装置。为了保证人身安全，井下电气设备采用保护接地系统。中央变电所、采区变电硐所设主接地极，半移动电气设备设局部接地极，井下电动机的外壳、开关的金属外壳、接线盒的金属外壳用橡套电缆的接地芯线将其可靠连接起来，要求井下接地网上任一保护接地点测得接地电阻值不得超过2。每一移动式和手持式电气设备同接地网之间的保护接地用的电缆芯线的电阻值都不得超过1。所有电气设备的保护接地装置和局部接地装置都同主接地极连成一个总接地网。井下中央变电所馈出线至采区及采区变电所馈出至移动变电站的高压配电装置均装设高压检漏保护装置；所有低压馈出线选用有选择性的检漏保护装置；井下照明均选用带有漏电保护的综合保护装置。井下固定照明选用隔爆型荧光灯，在井下中央变电所、采区变电硐所、综采工作面、胶带机运输巷等设照明综保装置向附近照明装置供电。五、瓦斯抽放系统瓦斯抽放系统初步设计，设计矿井年抽放365天，日工作班数为四班，每班工作六小时，每天抽放24小时，全矿井瓦斯可抽放量为309.34Mm3，设计日抽放量为25.78m3/min，年抽放量为13.55Mm3，矿井抽放年限为22.8a，矿井服务年限为48.9a。目前在回风斜井中敷设两条管路，直径分别为273mm和377mm。矿井敷设一条高负压和一条低负压管路：高负压管路为工作面及掘进工作面（其中包括下邻近层抽放管路）抽放管路，主要经工作面回风顺槽、东翼回风大巷、回风井、地面管路、抽放泵站进行综合瓦斯抽放；高抽巷（其中包括采空区上向钻孔和上邻近层顶板长钻孔抽放管路）瓦斯抽放管路主要从工作面高抽巷、东翼回风大巷、回风井、地面管路、抽放泵站进行综合瓦斯抽放；低负压管路为高抽巷和全封闭采空区的管路，主要经东翼回风大巷、回风井、地面管路和抽放泵进行综合抽放。井下原有的移动泵站在地面瓦斯抽放泵站能力不足时可作为补充。抽放泵站建设在矿井工业广场南面的山坡上距离风井井口大约70m左右的地方。抽放泵站由抽放泵房、配电室和值班室构成。抽放泵房的主体设备为2BEC 52型节能真空泵四台，真空泵配套电机、气水分离器、管路、控制阀门和循环管等，主要附属设备有正、负压自动放水器、防爆防回火装置、放空管、冷却循环水泵、泵站监测系统和避雷装置等。根据吉克煤矿矿井及11101面工作面瓦斯抽放情况统计，矿井瓦斯绝对涌出量为30m3/min，矿井抽采量为18m3/min，矿井抽采率为60%左右，11101工作面绝对涌出量为14m3/min左右，11101工作面抽采量为7.85m3/min左右，11101工作面抽采率约为56%；根据吉克煤矿对地面瓦斯抽放泵的统计情况可知，高负压管路的混合抽放量为100 m3/min左右，瓦斯抽放平均浓度为12%左右；低负压管路的混合抽放量为80m3/min左右，瓦斯抽放平均浓度为8%左右。第二章 安全改造的必要性第一节 通风系统改造的必要性1、吉克煤矿属于高瓦斯和煤与瓦斯突出矿井，根据矿井初步设计，目前按一采一备，7个掘进工作面配风，现在矿井的风量为5100m3/min，已达到现有通风机的最大能力，工作面的配风量小，排瓦斯能力不足，经常出现瓦斯报警现象，影响矿井的安全生产；同时考虑矿井生产中后期，通风线路加长，通风阻力增大，现有通风机风量提升的空间小，需对现有通风机进行更换。根据矿井现在的井筒断面和巷道断面，简单的更换风机、增大矿井进风量，解决不了矿井通风的根本问题；2、根据矿井的下一步生产规划，受限于瓦斯抽放速度和掘进速度，一个采煤工作面不能满足矿井的生产目标，影响矿井的生产效益和年生产能力，决定增加一个采煤工作面，并增加准备巷道个数，全矿井按“两采一备”，10个掘进工作面配风；3、全矿井配风量增大，矿井进风井筒和部分井下巷道实际断面面积小，风速太大，需对其进行扩修；由于矿井三条井筒的断面都比较小，增加风量的能力有限，大面积扩修巷道影响全矿的安全生产，需新建风井。第二节 瓦斯抽放系统改造的必要性1、煤炭科学总院抚顺分院设计的矿井抽放瓦斯工程初步设计中对煤层瓦斯抽采率定为40%-50%；高压主管路瓦斯抽放平均浓度为40%左右、低压主管路瓦斯抽放平均浓度为30%左右。根据吉克煤矿矿井及11101工作面瓦斯抽放情况统计，矿井瓦斯绝对涌出量为30m3/min，矿井抽采量为18m3/min，矿井抽采率为60%左右，11101工作面绝对涌出量为14m3/min左右，11101工作面抽采量为7.85m3/min左右，11101工作面抽采率约为56%；根据吉克煤矿对地面瓦斯抽放泵的统计情况可知，高负压管路的混合抽放量为100 m3/min左右，瓦斯抽放平均浓度为12%左右；低负压管路的混合抽放量为80m3/min左右，瓦斯抽放平均浓度为8%左右。矿井抽放瓦斯工程初步设计中的数据与实际情况有偏差，现有瓦斯抽放系统没有达到设计抽放效果；2、防治煤与瓦斯突出规定中规定钻孔孔口负压不得小于13kPa，但根据矿提供的现场实测数据显示高、低负压管路所有孔口负压均不满足要求，现有矿井瓦斯抽放管路阻力偏大，抽放管路管径小；3、目前矿井的瓦斯抽放系统主管路在回风斜井，通风系统改造后，回风斜井成进风井，管路占进风断面比较大，且不安全。结合矿井通风系统改造，在回风立井中重新敷设两路瓦斯抽放系统主管路。第三节 架空乘人装置安设的必要性1、现在矿井副斜井担负工人上下井、运送材料、设备和矸石的提升任务，同时兼作生产期间的一个安全出口。由于每天工人上下井实际时间超过5个小时，不符合设计规范要求，缩短了副斜井运送材料、设备和矸石提升的时间，而矸石运输能力的不足又影响了矿井的掘进速度；2、在矿井正常生产期间职工只能在固定时间上下井，相对不方便；3、出现特殊情况人员必须及时上井，影响副斜井的正常提升；4、矿井新建回风立井后，现回风斜井成进风井，有条件进行改造，安设架空乘人装置，方便职工的上下井，提高副斜井的提升能力。第四节 副井提升电控系统改造的必要性副井提升机电控系统采用交流电动机转子回路串电阻调速，是濒临淘汰产品。由于采用常规继电器控制，导致系统调速精度低，可靠性差，维护费用大；且控制线路复杂，工作稳定性和可靠性差；转子回路串接金属电阻，消耗电能造成能源浪费；电机滑环处容易发生接触不良；并且所有接线端子裸露在外，暴露在空气中，设备运行中有明火出现，不利于安全。因此，对该系统电控进行技术改造，解决系统存在的问题和弊病，提升系统安全运行系数，实现高效节能运行非常必要。第五节 供电系统改造的必要性根据矿井发展需要，矿井拟建选煤厂，新建风井，重新选择风机、瓦斯抽放泵，井下采煤、掘进工作面增加，由于矿井各系统的变化，矿井负荷将大大增加，矿井现有供电系统已不满足矿井下一步生产需要，应对矿井供电系统进行改造。第三章 通风系统改造吉克煤矿为煤与瓦斯突出矿井，设计生产能力45万t/a，考虑矿井生产中后期，通风线路加长，通风阻力增大，以及可能遇到的特殊情况，一个采煤工作面不能满足矿井的生产目标，影响矿井的生产效益和年生产能力，为了矿井的正常接续以及矿井后期的三下开采，全矿井增加一个采煤工作面，并增加准备巷道个数，全矿井按“两采一备”，10个掘进工作面配风，重新计算风量，并根据计算结果设计并选择合适的通风系统改造方案。第一节 风量计算全矿井按2个采煤工作面、1个备用工作面、5个半煤岩掘进工作面、5个岩巷掘进工作面、8个独立通风硐室计算需风量。需风量按下列要求分别计算，并选用其中最大值。一、采煤工作面配风量矿井按2个生产采煤工作面、1个备用工作面配风。1、M11采煤工作面风量计算需风量按下列要求分别计算，并选取其中最大值。按瓦斯