盘县东李煤矿开采设计变更080126

盘县东李煤矿

开采方案设计（变更）

说 明

贵州省煤矿设计研究院

二ＯＯ八年一月

附件:

1、贵州省煤田地质局一五九队2007年11月提交的《关于盘县东李煤矿开采煤层的说明》以及《贵州省盘县板桥镇东李煤矿105巷道素描图》； 2、贵州省煤田地质局一五九队2007年11月提交的《贵州省盘县板桥镇东李煤矿资源/储量核实报告》以及图纸。

附图:

1、盘县东李煤矿开采方案设计（变更）开拓方式、布置及机械设备配备平、剖面图（图1）

一、项目名称、隶属关系及所在位置

盘县板桥镇东李煤矿位于盘县南部板桥镇赵官屯村境内，矿区地理坐标为：东经104°37′22″—104°38′29″，北纬25°41′35″—25°42′29″。隶属贵州省盘县板桥镇管辖。

东李煤矿直距盘县城关镇9.5公里、距板桥镇3.5公里，盘县经板桥至响水公路从该矿区北西边界外缘经过；盘（县）兴（义）公路经板桥从该矿区中部经过；南昆铁路支线红果——威舍铁路从煤矿外围西部经过（该矿区直距威箐站23公里），该铁路在威舍站接南昆铁路，交通较为方便。

二、煤矿建设情况

1、根据林东矿务局设计研究所2003年5月编制的《贵州省盘县东李煤矿可行性研究报告》，矿井主要可采煤层为12、17、19号3层，煤炭资源量585万t ，可采储量约325万t ，矿井生产能力按9万t/a设计（同年经省煤炭管理局黔煤规字〔2003〕326号文进行了批复）。

2、由贵州省煤田地质局一五九队2007年6月重新提交了《贵州省盘县板桥镇东李煤矿生产地质报告》，可采煤层为5、7、9、12、17、19号6层，并对资源量进行了估算为937万（其中已扣除了河流、t 村寨及公路煤柱以及断层煤柱）。矿井生产能力按15万t/a设计（经贵州省煤炭管理局文件黔煤规字〔2007〕200号批复）。首采层为5号煤层。

三、本次变更情况说明

1、变更原因：按159队2007年11月的《关于盘县东李煤矿开采煤层的说明》，5号、7号、9号煤层不可采，原因是：①、煤层厚度变化大；②、老窑采空区影响，安全威胁大；③、受F1、F2断层影响，伴生断层多，开采影响大。

2、根据159队对煤层的重新认定，开采12#煤层为首采层。

四、本次变更主要内容

（一）、采区巷道布置：三条上山，①、对已有的上山巷道可充分利用；②、本次新设计的上山巷道布置在岩层内。

（二）、采面的主要参数：工作面长度为65米，结合煤层倾角及构造赋存特点，适合采用走向长壁式采煤法，后退式回采，全部垮落法管理顶板

①工作面支护及顶板管理

设计布置走向长壁工作面，后退式回采，沿走向推进，工作面用DZ35-20/100Q型单体液压支柱和HDJA —1000型金属铰接顶梁支护。支柱排、柱距为1.0m ，“三四”排支护方式，最大控顶距4.2m ，最小控顶距3.2m ，全部垮落法管理顶板。

②采煤工作面机械配置及运输方式

回采工作面配GMZ —12型煤电钻4台，采用钻眼爆破法落煤，工作面运输采用SGD —420/30型刮板输送机1台，运输顺槽采用1台SGD-420/30刮板输送机转载，运输顺槽用1台SJ —22P 的可伸缩胶带机运输煤炭。

（三）、运输系统

①、井下煤炭运输

主斜井煤炭运输采用胶带输送机运煤。初期设备投资大，但运输能力大，运输连续，转载环节少，管理方便，易于实现自动控制。对小型矿井来说，采用胶带输送机运输井下煤炭是减少机械事故的最佳选择，主斜井选用SSJ800/2×80型皮带运输机运输。

②、井下辅助运输

井下辅助运输主要包括矸石、材料、设备和人员的运输，但由于煤炭采用胶带输送机运输，加上矿井的设计生产能力不大。因此，辅助运输总量并不大。

本着安全、经济、可靠的原则，根据矿井的生产能力、运输条件及辅助运输量，副斜井采用一台JT －1.2型单滚筒提升绞车即可满足要求，因此，井下辅助运输采用绞车提升。

③、矿井车辆配备

矿井达到设计生产能力时配备MF1.1－6型翻转式矿车51辆；MP1－6A 平板车及备用10辆；MC1－6材料车15辆。

（四）、通风系统

通风方式及通风系统的方案比选。

根据开拓系统，矿井通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式。 矿井通风风量计算及分配

1、按井下同时工作最多人数计算 Q=4×N ×K

式中：4—每人每分钟供风标准，m 3/min

N —最大班下井人数，按51人计（包括检查人数5人） K —风量备用系数，取1.25

计算得：Q=4×51×1.25＝255m 3/min，即4.25m 3/s。 2、分别法，按各需风地点实际需要风量计算 Q 矿井＝(∑Q 采+∑Q 掘+∑Q 硐+∑Q 其它)×K c m 3/s

式中：∑Q 采—采煤工作面实际需要风量总和，m 3/s；

∑Q 掘—掘进工作面实际需要风量总和，m 3/s； ∑Q 硐—硐室实际需要风量的总和，m 3/s；

∑Q 其它—矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风

的风量总和，m 3/s；

K c —风量备用系数，取1.05。

（1）采煤工作面实际需风量

①矿井为高瓦斯矿，按回采工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）的浓度不超过1％的要求计算：

Q 采＝100·q 采·K CH4 ＝100×6.85×1.4 ≈960（m 3/min）

式中：Q 采—采煤工作面需要风量，m 3/min；

q 采—矿井首采面5号煤层，经计算绝对瓦斯涌出量12.45m 3/min，经抽

放后

为（瓦斯抽放率取45%）6.85m 3/min；

K CH4—采面瓦斯涌出不均衡通风系数，为炮采工作面，取1.4。

②按炸药使用量计算：

Q 采＝

A c ⨯b

=25A C m3/min t ⨯c

式中 AC —采煤工作面一次使用最大炸药量，取10.0 kg；

b —每公斤炸药爆破后生成当量CO 的量，根据炸药爆破后的有毒气体

标准，取b=0.1 m3/kg；

t —通风时间，一般取20～30min ，取t=20 min；

c —爆破经通风后，允许工人进入工作面的CO 浓度，一般取c=0.02%。

Q 采＝

A c ⨯b

=25⨯A C =25⨯10=250 m3/min t ⨯c

③按回采工作面同时作业人数计算： 每人供风≥4m 3/min：

Q 采＝4N ＝4×25 ＝100（m 3/min）；

式中 4—每人每分钟应供给的最低风量，m 3/min；

N C —采煤工作面同时工作的最多人数为25人。 ④按工作面温度选择适宜的风速进行计算：

Q 采＝60V C ·S C ·K i

＝60×1.5×5.84×1.0 ＝525.6（m 3/min）

式中：V 采—回采工作面适宜风速，取1.5 m/s（回采工作面温度低于20度）；

(4. 4+3. 4)

⨯2. 14⨯70%=5. 84m 2；S 采 2

K i —工作面长度系数，取1.0。 ⑤按风速进行验算：

取Q 采＝max{ 960、250、100、525.6}

60×0.25S

即:60×0.25×5.84

采煤工作面取Q 采＝960m 3/min。满足风速验算的要求。 经计算，Q 采＝max{ 960、250、100、525.6}＝960 m 3/min，并且满足风速验算的要求。采煤工作面取Q 采＝960 m 3/min，矿井共一个采煤工作面，即16.0m 3/s。

（2）掘进工作面需风量计算

①按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算： Q 掘 ＝100q 掘·K d

式中：Q 掘—掘进工作面需要风量，m 3/min

q 掘—掘进工作面回风流中瓦斯绝对涌出量，经计算绝对瓦斯涌出量

1.06m 3/min；

K d —瓦斯涌出不均衡通风系数，煤掘工作取K d =1.8～2.0, 取1.8；

Q 掘 ＝100q 掘·K d ＝100×1.06×1.8＝190.0m 3/min=3.18m3/s ②按炸药使用量计算

Q 掘＝A j ·b/(t·c)

式中：A j —掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，取4.5kg ；

b —每公斤炸药爆破后生成的当量CO 的量，取0.1m 3/kg； t —通风时间，一般不少于20min 即1200s ，取1200s ； c —爆破经通风后，允许工人进入工作面的CO 浓度，一般取c ＝0.02%。

3

故：Q 掘＝4.5×0.1/(1200×0.0002)=1.9 (m/s) ③ 按局部通风机吸风量计算 Q 掘＝Q f ×I ×k f

式中：Q f —掘进工作面局部通风机额定风量，取Q f =150m3/min=2.5m3/s；

I —掘进工作面同时运转的局部通风机台数，取1台；

k f —为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.20。

故：Q 掘＝2.5×1×1.20=3.0 (m3/s) ④ 按工作面工作人员数量计算： Q 采＝4n j /60=0.067nj

式中：n j —掘进工作面同时工作的最多人数，取12人。 故：Q 掘＝0.067×12=0.8 (m3/s)

经以上各项计算后，取所得风量的最大值，故：Q 掘＝3.18m 3/s，故单个掘进头取Q 掘＝3.5m 3/s。

3

全矿井共有两个掘进头，故：∑Q 掘=2×3.5=7.0 m/s （3）独立通风硐室

独立通风硐室井底水仓配风1.0m 3/s，机电硐室1.0m 3/s，井底车场1.0m 3/s,上山绞车房取1.0m 3/s。

（4）∑Q 其它—其它行人和维护巷道所需风量之和, 按以上三项之和的7%考虑，经计算：Q 其它＝（16.0+2×3.5+4）×7%≈1.35m 3/s,取1.5 m3/s。

则：Q 矿井＝（16.0+2×3.5+4+1.5）×1.05

≈29.93m 3/s 矿井总风量取30 m3/s

3、矿井总风量

矿井所需总风量取以上算法最大值，Qmax{4.25，29.93}≈29.93 m3/s，则全矿井总配风量取30m 3/s。

根据以上风量计算结果，矿井总配风量取30 m 3/s，主斜井配风15 m 3/s，副斜井配风15 m3/s，采面工作面配风16 m3/s，单个掘进工作面配风4 m3/s，5号煤轨道运输上山绞车房配风1 m 3/s，水泵房及井底车场配风1.5 m 3/s，机电硐室配风2 m3/s。

矿井通风负压及等积孔计算

根据各用风点风量分配及服务范围，该矿通风容易、困难时期总风量按30m 3/s考虑，经计算负压为容易容易时期困难分别为636 Pa、848Pa 。

3、等积孔

矿井等积孔计算公式为：

A =1. 19⨯Q /h

式中：A —等积孔， m2；

Q —矿井风量，m 3/s；

h —矿井负压，h=848 Pa；

2

则： A =1. 19⨯Q /h =1. 19⨯　30/=1. 2（m ）

从上述计算看出，等积孔大于1 m 2，矿井在通风困难时期通风阻等级为中等。

建议矿井在深部开采时期，应尽量优化通风系统，简化通风线路，减小通风阻力；同时还应加强矿井通风设施管理，特别是设置风门和密闭，减少漏风，合理配风，加强对通风巷道的维修工作，以便确保通风畅通。

（五）、排水 1、排水方式

该矿为斜井开拓，在井下+1300m水平建水泵房集中排水，排水管道经副井将井下涌水量直接排至地面。

2、设计依据

（1）正常涌水量：Q 3正=30m3/h，最大涌水量：Q 大=70 m/h； （2）排水垂高：119m ； 3、选型计算结果

（1）正常和最大涌水量时，工作水泵的最小排水能力： 所需水泵最小流量Q B

Q 3B =24Qr /20=1.2Qr =1.2×30=36m/h 式中：Q r —矿井正常涌水量，36m 3/h 所需水泵最大流量Q Bm

Q Bm =24Qrm /20=1.2Qrm =1.2×70=84m3/h 式中：Q rm —矿井最大涌水量，84m 3/h Q 3正=36m3/h，Q 大= 84m/h；

（2）排水管：选用Ф150mm 无缝钢管，设置二趟排水管路； （3）计算水泵所需扬程为：

H B =（H p +H吸）/ηg=(119+5)/0.77=161(m) 式中：H p —排水高度，119m ；

H 吸—吸水高度，5m ；

ηg —管道效率，取0.77。 H 泵＝161m 。

用，1台检修，最大涌水时2台工作。配套，0.66KV ，45kW 矿用防爆电动机。

该矿原先已购买2台D46-50×4型水泵，再购买1台作为检修水泵。 排水管Ф150mm 无缝钢管2趟，1趟工作，1趟备用。

（六）、瓦斯抽放设备

该矿为高瓦斯矿井，斜井开拓。采用在工业场地建瓦斯抽放站的集中抽放方式，设计高负压抽放系统。初期不考虑瓦斯利用，后期如抽放连续且抽气量较大，再考虑瓦斯综合利用。

1、设计依据

1）抽放纯量：高负压5m 3/min； 2）抽放瓦斯浓度：高负压为40%； 3）孔口负压：高负压13.3kPa ； 4）抽放管路的最远距离（后期）：高负压为1250m 。 2、选型计算

1）瓦斯泵所需流量：

Q 高＝

∑Q

C

X ⨯η

K =

53

⨯1. 2=18. 75 m/min；

0. 4⨯0. 8

式中，∑Q C —在抽放期间抽出的最大纯瓦斯量之和，m 3/min； X —瓦斯泵入口处瓦斯浓度，《煤矿安全规程》规定X ≥0.3，取0.4；

η—瓦斯泵的机械效率，取0.8；

K —抽放备用系数，一般取1.2。

2）抽放主管计算管径为：D 高＝0.223m ，取 Dg 高=225mm，选用煤矿用双抗聚乙烯瓦斯管DN225，PN=0.8MPa；

3）计算的管道总阻力

H总阻力= （H 主+H支+H分）×K

式中H 阻力—管道总阻力；

H 主—主管路阻力，经计算，取3.115 kPa； H 支—支管路阻力，经计算，取1.032； H 分—分管路阻力，经计算，取0.243； K —局部阻力，按摩擦阻力15%考虑。 ＝（3.115+1.032+0.243）×1.15 ＝ 4.39（kPa ） 4）瓦斯泵所需的负压 H 泵高 ＝(H总阻力+H孔口) ×1.2

＝(4.39+13.3)×1.2 ＝21.228（kPa ）

式中H 孔口—钻孔口负压取13.3 kPa。

根据计算结果，矿井原有瓦斯抽放泵（2BE1-303）2台，一台工作，一台备用，能满足设计要求。2BE1-303瓦斯抽放泵最大气量为2600m 3/h，466 rpm ，配套电机型号为Y250M －4，电机功率为55kw 。抽放主管选用煤矿用双抗聚乙烯瓦斯管DN225，PN=0.8MPa。

3循环水系统设备

冷却水泵：IS100－80－125型2台（1台工作，1台备用）；配套防爆动机电YB100L-4，2.2kW ，～660V 。额定供水工况：Q=50m3/h•台，H=5m。

瓦斯抽放站由变电所直接供电，工业场地10/0.69kV变电所两回10kV 电源引自矿井10kV 变电所两段不同的10kV 母线段。

3、建议

1）在设计中，由于矿方提供矿井瓦斯数据不全，建议矿方在建井施工和将来生产过程中进一步收集瓦斯方面的数据，以便制定相应的防治措施来指导矿井安全生产；

2）矿井瓦斯抽放设计须由矿方请有资质的相关单位来完成，本方案所选瓦斯抽放设备只供参考。

五、其它：

本次只对巷道系统进行变更，其余作相应调整