1、1论青海省海西州大柴旦行委大头羊煤矿一矿开拓方式优化方案姓名：刘世柱 专业：采矿工程 班级：2011级 指导老师：摘 要：青海省海西州大柴旦行委大头羊煤矿一矿改扩建项目依据地质资料所提供的煤层赋存条件和构造，在实施过程中决定对原开拓方式进行优化。由于对开拓方式进行了优化，结合国家对煤炭行业有关要求，对原设计中相应的井田开拓与开采、矿井通风、矿井主要设备、地面设施等系统与设施也进行了优化。关 键 词：改扩建项目 开拓方式 优化The discourse for the optimization of the previous developing mode for the 1st grube o
2、f the Datouyang Colliery,which under the jurisdiction of the Administrative Committee of Da Qaidam,in Haixi Autonomous Prefecture of Qinghai Provincethe graduate of the Mining Engineering,grade 2011 in further education college of Xian University of Science and Technology，Liu ShizhuAbstract: In the
3、process of the rebuilding and expansion projects,we need to optimize the previous developing mode on the basis of the occurrence condition of the coal bed and the geological formations which the geological data provided,which for the 1st grube of Datouyang Colliery,which under the jurisdiction of th
4、e Administrative Committee of Da 2Qaidam,in Haixi Autonomous Prefecture of Qinghai Province.In consideration of the optimization of the previous developing mode and the state requirements for the coal industry,we have to optimize the grube area exploitation,the mine ventilation,the main equipment in
5、 the mine and the ground environment,and so on,to correspond with the previous all sorts of designs.Keywords: the rebuilding and expansion projects，the previous developing mode,and the optimization3论青海省海西州大柴旦行委大头羊煤矿一矿开拓方式优化方案姓名：刘世柱 专业：采矿工程 班级：2011级 指导老师：青海省海西州大柴旦行委大头羊煤矿是1956年组建的国营煤矿企业，地理坐标为：东经952900
6、953144，北纬374607374808。矿区中部有一无煤带，且有F 5断层自然将矿区划分为两个独立的井田，东部为大头羊煤矿一矿，西部为大头羊煤矿二矿。 根据2005年由青海煤炭地质一三二勘探队编制的青海省大柴旦镇大头羊煤矿补充勘查地质报告中所提供煤层的各块段厚度、倾角，计算出大头羊煤矿一矿井田范围内的保有资源量为619.6万t，矿井工业资源/储量519.8万t，矿井设计资源/储量469.4万t，矿井设计可采储量367.8万t。青海省海西州大柴旦行委大头羊煤矿一矿在改扩建项目实施过程中，依据地质资料所提供的煤层赋存条件和构造，决定对原开拓方式进行优化。由于对开拓方式进行了优化，结合国家对煤炭
7、行业有关要求，对原设计中相应的井田开拓与开采、矿井通风、矿井主要设备、地面设施等系统与设施也进行了优化。1. 井田开拓与开采1.1井田开拓1.1.1井口位置选择原设计中混合平硐利用已有的十四号平硐，其坐标为：X=4183129，Y=32457456，Z=4012。风井设在距十四号平硐东南直距约658m处。本方案将主平硐硐口选择在距十四号平硐口西约60m处，副平硐硐口选择在距勘探线东约28m处，回风平硐硐口选择在距勘探线东约169m处。井口位置调整后，主平硐绕过了采空区，同时也减少了井巷煤柱量，使资源得到了充分利用，提高了矿井生产的安全性。41.1.2井筒混合平硐在实际生产中管理复杂，安全性较差
8、，影响矿井的正常生产和安全。原设计中混合平硐净断面为6.6m 2，采用锚网喷支护，铺设600mm轨距、22kgm轨道。用来担负全矿井的运煤、辅助运输、进风、排水等任务，同时作为矿井安全出口。风井为立井，采用混凝土支护，井筒净断面积6.1 m2，用来担负全矿井的回风任务，同时作为矿井安全出口。本方案根据各井筒功能将井筒数目调整为三条井筒，即主平硐、副平硐和回风平硐。1.1.2.1主平硐主平硐断面为半圆拱形断面，净宽为3.0m，净高3.0m，净断面积8.0m 2，表土段采用钢筋混凝土砌碹支护，支护厚度500mm，基岩段采用锚网喷支护，喷厚120mm，平硐内铺设一部800mm带式输送机，敷设一趟洒水
9、管、动力电缆及通讯信号电缆，担负全矿井的运煤和主要进风任务，同时作为矿井的安全出口。1.1.2.2副平硐副平硐断面为半圆拱型断面，净宽2.7m，净断面6.1m 2，表土段采用钢筋混凝土砌碹支护，支护厚度300mm，基岩段采用锚网喷支护，喷厚100mm，井筒内铺设30kg/m钢轨固定道床，敷设排水、压风等管线，担负全矿井的辅助运输和部分进风任务，并作为矿井的安全出口。1.1.2.3回风平硐回风平硐断面半圆拱形断面，净宽2.5m，净断面积5.7m 2，锚（网）喷支护，硐口至基岩内5m采用钢筋混凝土支护，支护厚度300mm，基岩段采用锚网喷支护，喷厚100mm，担负矿井回风任务，并作为矿井的安全出口
10、。1.1.3水平划分矿井开采范围内煤层最低标高3850m，最高标高4175m，4012m以上为上山开采阶段，垂高163m，4012m以下为下山开采阶段，垂高162m，符合煤炭工业矿井设计规范规定（缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高宜为200350m，急倾斜煤层的阶段垂高宜为100250m）。本方案水平划分仍利用原设计的划分方案，用一个水平上下山开采全矿井，主水5平标高4012m，根据开采需要将设计4085m辅助水平、4100m辅助水平。1.1.4采区布置本方案采区划分仍利用原设计的划分方案，矿井采区布置采用联合布置方式，4102m以上为一采区，4102m以下为二采区，一、二采区均为双翼采区。1.2井下
11、开采1.2.1采区巷道布置原设计采区巷道布置为轨道上山掘至4085m辅助水平，布置运输石门至煤四底板，在煤层中掘4085m运输大巷，再布置采区三大眼、区段运输顺槽和区段回风顺槽，形成回采系统。由于开拓巷道发生变化，相应对采区巷道布置也进行调整。本方案采区巷道布置调整为自4012m皮带大巷掘一条运输上山至4100m辅助水平，再从4100m辅助水平掘一条运输斜巷和一条轨道斜巷与4153m副平硐相连，运输斜巷沿煤层底板布置在煤层中，其下部与采区煤仓相连；轨道斜巷布置在煤层底板岩层中，其下部与4100m运输平巷相连。由副平硐沿煤层底板掘一条运输斜巷和一条轨道斜巷，运输斜巷通过区段车场与工作面运输巷相连
12、；轨道斜巷上部与4200m回风平硐相连，并通过区段车场与工作面回风巷相连。采区巷道布置进行了相应的调整后，使采区巷道布置系统趋于合理。1.2.2采煤方法原设计中采煤方法采用仓储式采煤法，爆破落煤采煤工艺，全部陷落法管理顶板。由于仓储式采煤法为已淘汰的采煤方法。本方案中将首采区采煤方法修改为斜切分段放顶煤采煤法，采煤工艺为爆破落煤、人工装煤、悬移支架支护顶板、刮板运输机运煤及全部陷落法控制顶板。1.2.3工作面主要设备工作面采煤方法为斜切分段放顶煤采煤法，采煤工艺为爆破落煤采煤工艺，故工作面配备MZ-1.2 型煤电钻6台， SGB-420/30型刮板运输机2台，ZH1600/16/24Z型悬移顶
13、梁液压支架21副，MRB-125/31.5型乳化液泵站1台。61.2.4工作面布置方式工作面布置方式采用单巷布置，即工作面运输侧和回风侧各布置一条巷道。1.2.5井巷工程量原设计中井巷工程量为1777m，本次对开拓方式进行优化后井巷工程量新增945m，矿井移交生产时井巷工程量增加为2722m。1.3井下运输原设计对井下煤炭运输与辅助运输均选用有轨柴油机车牵引矿车运输方式。本方案将井下运输方式调整如下：1.3.1井下煤炭运输根据开拓方式及井下开拓巷道布置，井下煤炭运输选用带式输送机运输。1.3.2井下辅助运输矿井辅助运输选用CCG-3.0/600FB型矿用防爆柴油机车牵引和绞车牵引联合方式将各类
14、矿车运输至各使用地点。2. 矿井通风由于对矿井开拓方式进行了优化，矿井通风系统也随之做了相应的调整。2.1矿井通风方式根据开拓方式，矿井采用中央分列抽出式通风方式。2.2矿井通风路线矿井通风路线设计为：主平硐皮带大巷运输上山上部平车场4100m运输斜巷4150m运输斜巷运输顺槽工作面回风顺槽回风石门回风平硐。2.3矿井风量按照煤矿安全规程第103条规定，矿井风量计算如下：2.3.1按照井下同时工作的最多人数计算：Q4NK60式中：Q总供风量，m 3/s ；N同时工作的最多人数，41；4每人每分钟供风标准，m 3/min；7K风量备用系数，取1.2。2.3.2按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风
15、量计算：Q=（Q 采 Q 掘 Q 硐 Q 它 ）K式中：Q 采 采煤工作面实际需风量总和，m 3/s；Q 掘 掘进工作面实际需风量总和，m 3/s；Q 硐 独立通风硐室实际需风量总和，m 3/s；Q 它 除采掘硐室外其它需风量总和，m 3/s。2.4矿井风量分配采煤工作面风量 5.5m 3/s掘进工作面风量 7 m 3/s硐室及其它风量 1 m 3/s2.5矿井负压计算：h摩 LPQ 2S 3（Pa）式中：井巷通风摩擦阻力系数；L巷道长度，m；P巷道净周长，m；Q通过井巷的风量，m 3s；S巷道净断面积，m 2。矿井局部通风阻力按总负压的15计取。2.6矿井通风等积孔计算：A1.19Q m2式
16、中：Q矿井总风量，m 3s；h矿井计算负压，Pa。3. 矿井主要设备3.1提升设备3.1.1主平硐设备原设计中矿井主平硐运输方式为柴油机车牵引1t固定式U型标准矿车运输方式。8鉴于皮带运输的优越性，为了加快煤炭运输，便于系统管理，本方案将主平硐运输方式修改为带式输送机运输方式，主平硐带式输送机选型如下：3.1.1.1胶带输送机选型经综合考虑，输送带输送量Q取110t/h。初选带宽B为800mm，满足煤块最大粒度a为300mm的要求；V为2.0m/s，带速亦满足要求。3.1.1.2主平硐带式输送机主要技术特征本矿井主平硐运输胶带输送机选择DT8063，L=405m，B=800mm，=0，V=2.
17、0m/s，Q=110t/h，P=75kW,U=380V；电机选择一台YB 2280S-4；综合保护装置选择KHP123型。3.1.1.3井口驱动机房设备及辅助设施本矿井井口驱动机房设置为10.1m8.6m，内设配电室和操作室。本矿井地面转载站设置为13.5m5.2m。3.1.1.4带式输送机检修通道及运输方式主平硐带式输送机走廊一侧设置检修通道兼做人行道，距胶带输送机中心线距离为1790mm，输送机廊宽为3000mm。带式输送机选择DT8063型。3.1.2采区提升设备原设计中采区轨道斜巷提升方式为单钩串车提升，且只提升物料，不提升人员。采区轨道斜巷倾角12.8，斜长316m。矿车类型为1t
18、U型标准矿车。提升钢丝绳型号为：67131520I光右交圆股钢丝绳。提升设备型号为JTPB-1.2型提升绞车，钢丝绳直径13mm，电机功率55kW。由于矿井井下采区巷道布置发生变化，采区轨道斜巷倾角调整为25，斜长调整为109m。根据绞车滚筒直径计算，Dg=1360=780mm，原设计中绞车选型偏大，本方案采区提升设备选型进行了重新校核计算。3.1.3提升设备选型采区提升绞车滚筒直径：Dg6013=780mm，采区提升设备选用JTB-0.80.6型矿用防爆提升绞车1台。滚筒直径800mm，滚筒宽度600mm，钢丝绳最大静张力15kN，提升速度1.35m/s，绞车容绳量480m。绞车电机选用YB
19、JQ-25型防爆电机，电机功率25kW，电压380V。93.2通风设备对矿井开拓方式的优化，使原设计矿井负压和风量均发生变化。本方案根据变化后的负压和风量对矿井通风设备进行了重新校核计算，设备选型如下：矿井为低瓦斯矿井，根据矿井开拓布置方式，通风系统采用中央分列式，通风方法为机械抽出式，主、副平硐进风，回风平硐回风，通风机设在工业广场风井井口附近。根据煤矿安全规程和煤炭工业小型矿井设计规范中通风设备的有关规定以及矿井特点，选用FBCDZ系列防爆轴流式扇风机作为本矿井的主要通风设备，该系列风机的特点是效率高、操作简单、反风迅速、无反风道。3.2.1设计依据设计依据为矿井总需风量、矿井负压、风机使
20、用地点海拔标高和瓦斯等级。3.2.2通风方案比选根据目前国产矿用通风机使用情况，离心式通风机已很少使用，故仅对轴流式通风机进行方案比选。3.2.3辅助设施及反风3.2.3.1通风机设置在风井工业广场，为露天布置，机房内设置电控间和值班室。主电机置于主机筒体内的密闭罩中，采用高强度外循环风冷散热，使电机在无瓦斯的新鲜空气中运行，确保整机防爆性能。3.2.3.2该通风机的反风方式为反转反风，不需要另建反风道，可节省大量配套土建工程及基建费用。风机反转反风时风量可达60%以上，满足煤矿安全规程的要求。3.3压缩空气设备原设计中空压机设备型号为V67D移动式空气压缩机，数量1台。由于优化了矿井开拓方式
21、，使井下增加了风动工具，经计算校核，原设计选用的空压机不能满足矿井生产需要。本方案在考虑了风动工具用风量和井下压风自救需风量的基础上对空压机设备进行了选型：3.3.1设计依据本矿井空气压缩机站主要为井下掘进工作面用气设备和压风自救系统提供气源。3.3.2供风方式10根据国家安全生产监督管理总局文件要求，空压机必须安装在地面，形成由地面空压机向井下供风的压风系统，本次设计在地面工业广场统一建空压机房。在工业场地建空压机房集中向井下供风。矿井空气压缩设备除了满足井下风动工具设备动力用气之外，必须同时满足矿井井下避险工作人员压风自救系统供气要求。3.3.3矿井总用气量计算3.3.4根据目前国内矿井压
22、风设备的使用情况，结合本矿井地处高寒高海拔地区的特点，推荐选用高效、低噪、结构简单，维修量小、寿命长、安装使用方便的风冷型螺杆式空气压缩机。3.3.5压风设备选择根 据 目 前 国 内 空 压 机 产 品 及 国 内 煤 矿 近 些 年 的 空 压 机 使 用 情 况 ， 选 择 螺 杆 式 风 冷型 空 气 压 缩 机 二 台 ， 其 中 一 台 工 作 ， 一 台 备 用 ， 型 号 为 LG22/8G型 ， 空 压 机 单 台 排 气 量22.0m3/min ， 排 气 压 力 0.8Mpa， 配 套 电 机 132kW、 380V， 随 机 配 套 2组 5 m3储 气 罐 。3.3.
23、6估算空气压缩机出口的压力3.3.7输气管径选择3.3.7.1管径计算按照服务年限内最远供气距离1.5km，确定主管的管径；按照空压机出气口供气量确定主管管径。3.3.7.2管路敷设压风管路沿主平硐敷设，再运送至井下各用气点。地面部分管路采用法兰连接或焊接连接，埋地敷设，埋深位于当地冻土层以下，井下管路采用法兰连接，并在管路低凹处设置油水分离器、集水放水器。岩巷内管路可采用槽钢配合U型螺栓进行固定，煤巷内管路采用钢丝绳吊挂，管路应敷设牢固平直。4. 地面设施4.1主井地面生产系统4.1.1主井地面生产系统工艺布置与设备选型原设计中井下原煤经U型矿车运出平硐后，直接进入筛分平台，经150150m
24、m铁篦子筛分，小于150mm煤块落入地面混煤储煤场；大于150mm煤块采用刮板运输机运往筛分平台尽头落入地面块煤储煤场。露天场地储煤场储煤能力为1250T,可容两天半的11生产量。由于该矿井工业场地地形窄小，原煤出平硐后堆放、加工不便利，所以本方案不考虑在平硐口设原煤加工生产系统。在距该矿井6.3Km处建设矿区筛选厂一座，该选厂集中服务于大头羊煤矿一矿和大头羊煤矿二矿，故本矿井原煤直接运至筛选厂筛选。为缓解工作面高峰期出煤对下级胶带机的冲击，在井下设置煤仓，煤仓下配置GWMK1型给煤机一台。井下原煤由给煤机给入运输上山胶带输送机，落入运输大巷胶带输送机转载至主平硐胶带运输机，再转载至地面栈桥配
25、仓胶带输送机经机头溜槽落入距地面10m高的露天储煤场。4.1.2辅助设施大头羊煤矿一矿原辅助设施由机电设备修理间、木材加工房、煤样室、化验室和地磅房设施等组成。4.2供电4.2.1距本矿井19Km的国道青新公路大柴旦供电所柴一路72#杆“T”接点10KV线路引至本矿井变电所。第二回路正在涉及筹备阶段。4.2.2矿井供电电源10kV电源引至本矿变电所，在工业场地设S9-400/3/0.4kV变电所，容量为800kVA。原设计中有功功率为522.5KW，由于井下用电设备增加了皮带大巷胶带输送机（55KW），主平硐胶带输送机（75KW），运输上山胶带输送机（55KW），同时地面提升设备用电负荷由原来
26、的55KW减少为25KW，因此本方案有功功率新增88.7KW，有功功率增加为641.2KW。4.2.3矿井用电负荷计算4.2.4矿井变配电（地面变电所）由于井下负荷增加及为以后的矿井生产留有余量，将原设计中为S 9-315/10、10/0.4KV改为S 9-400/10/0.4KV。4.3智能化系统原设计对监控监测系统进行了选型和简要叙述，本方案对监测监控各种传感器的布置进行了分类和布置，增加了矿井视屏监控系统，监控点摄像机配备数量。124.3.1系统组成系统一般主机、传输接口、分站、识别卡、电源箱、电缆、接线盒、避雷器和其他必要设备组成。中心站硬件包括传输接口、主机、打印机、UPS电源、投影
27、仪或电视墙、网络交换机、服务器、防火墙和配套设备等。中心站均采用当时主流技术的通用产品，并满足可靠性。4.3.2安全、生产监控及自动化系统4.3.2.1矿井安全生产监控系统为保障煤矿安全生产和职工人身安全，防止瓦斯事故，本次设计中配备了矿井安全监测监控系统，型号为KJ95N。通过井上、下各个控制点布探头与传感器对矿井的采、掘工作面、回风道中的瓦斯浓度、负压、风速及井下局扇、主扇通风参数、井下风门的关闭状态实行连续监测监控，并能对井下瓦斯超限做到及时断电和风电闭锁。KJ95N矿井安全监测系统以地面为中心，配备主机两台(其中一台备用)，打印机一台,调制解调器二台(其中一台备用)，稳压电源一台，显示
28、终端,图形终端等辅助设备及分站组成。4.3.2.2矿井视屏监视系统为提高矿井管理水平及矿井的自动化水平，本次初步设计选用一套KJ32型煤矿工业电视系统，该套系统在矿井综合办公楼的通信调度室设置DLP大屏幕显示系统。并同时设置由16台25英寸彩色电视机组成的工业电视墙。4.4给水排水4.4.1根据对井下开拓方式的优化方案，本方案仅对井下消防洒水管路系统进行修改补充，原设计矿井生活、生产、消防给水系统不发生改变。4.4.2井下消防洒水供水系统水源来自矿井水，井下水排至地面后，有管道输送至矿井水处理站，经水处理站处理达到井下消防洒水水质标准后输送至井口附近300m 3高位水池（池底标高+4120），
29、供给井下消防洒水用水及地面防尘。此外工业场地300m 3高位水池清水可作为事故补充水源。135 技术经济5.1本次对开拓方式进行优化后井巷工程量新增945m。5.2由于对开拓方式进行了优化，以及结合国家对煤炭行业近期提出的有关要求，对原设计中相应的井田开拓与开采、矿井通风、矿井主要设备、地面设施等系统与设施也进行了优化。5.3本方案技术经济在投资估算时采用青海工程造价管理信息2011年第六期海西州大柴旦材料估算价格，并根据住建部煤炭建设项目经济评价方法与参数对项目经济评价的参数及技术指标进行了修订，符合国家现行的相关政策、信息及参数等要求。5.4该项目全部投资财务内部收益率所得税后为38.07
30、；投资回收期（税后）3.66年，投资利润率为42.17，投资利税率为43.89。本方案技术经济各项指标均好于设定的基准值，满足该项目的实施。6 附：青海省海西州大柴旦行委大头羊煤矿一矿矿井总布置图。14致 谢感谢在整个毕业论文撰写期间曾在各个方面给予我帮助的老师和同学们！本篇毕业论文的写作，自选题到资料查阅，到开题、初稿撰写，以至最后的修改定稿等各个阶段都得到了他们的悉心指导。时光流逝，三年的大学学习已接近尾声，在此我想对我的母校，西科大的老师和同学们表达我由衷的谢意，感谢她给了我三年深造的机会，让我能继续学习和提高，感谢他们三年来对的关心和鼓励！ 西科大浓厚的学术氛围，舒适的学习环境我将终生难忘，而我在学校的所知所识也必将使我终生受益！诚挚地祝福西安科技大学教育事业蒸蒸日上！15
